瓦斯隧道施工方案 11页

煤层瓦斯施工方案瓦斯工区在施工时，配备防爆设备。煤层瓦斯段钻爆施工后，应尽快进行隧道衬砌作业，及时封闭围岩，减少瓦斯的溢出，降低洞内瓦斯浓度，减轻防瓦斯施工难度，确保隧道施工安全。（一）瓦斯浓度防爆限值瓦斯浓度防爆限值执行下列标准。①瓦斯浓度达到1.5%时──开挖面自动发出报警，撤出人员，停止一切作业，加速通风，同时打开高压风;②瓦斯浓度超过1.0%时──为警戒预防，指挥员、安全员随时监测，禁止放炮，切断掌子面电源，加速通风;③瓦斯浓度超过0.5%时──采用矿用防爆型设备，发出第一次报警，加强监测、通风;④瓦斯浓度超过0.25%时──停止洞内焊接作业;⑤瓦斯浓度低于0.25%时──正常作业，采用通用设备。（二）瓦斯隧道爆破施工技术隧道施工时，应加强超前地质预报工作，及时发现煤层瓦斯区，检测瓦斯浓度，为采取正确的施工方法及施工设备提供依据。瓦斯超限积聚的地点一般为：隧道拱顶、掌子面、开挖周边凹陷处、岩缝等部位，钻爆施工时必须采用光面爆破技术。通过施工检测，当瓦斯浓度小于0.3m/s时，在煤系地层采用塑料导爆管非电起爆，瓦斯浓度大于0.3m/s以及揭煤施工时，应遵循下述爆破方案。１、安全电雷管电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。11 12345适应范围121型纸壳(ms)≤1325±1050±1075±10100±10各种沼气等级的矿井中引爆各种等级煤矿炸药2.煤矿安全炸药通过煤层瓦斯区时，需采用煤矿安全炸药，国产矿用炸药性能见表1。国产矿用炸药性能表表1炸药名称内容2号煤矿铵梯2号抗水煤矿铵梯煤矿许用乳化炸药性能水分（%）＜0.30.3密度（g/m3）0.95～1.100.95～1.101.10～1.30猛度（mm）＞1010爆力（ml）＞2502503殉爆浸水前(cm)＞5＞4＞4浸水后(cm)＞3爆速（m/s）36003600＞2500使用保证期（月）664适用范围低沼低沼一级用于低沼，二级用于高沼，三级用于沼气和煤突出矿井不得使用硬化或水份超过0.5%的铵梯炸药。3.起爆器材通过煤层瓦斯爆炸危险区，应采用防爆型的电容放炮器，这种放炮器有高强度的防爆外壳，电能输出有时间限制，在6毫秒之内能将足够电流输送到爆破网路后便自动停止供电，防止网路炸开瞬间产生的电火花放电，使安全得到保证。选用MFB-100电容式起爆器，性能见表2。防爆型晶体管电容式起爆器性能表表2控制方式11 技术特征型号串联起爆方式（发）主电容器容量（μf）点燃冲能A2/ms脉冲电压峰值（V）最大外电阻（Ω）充电时间（S）放电时间（ms）MFB-100毫秒开关10020×2>181800320<154～64.母线：放炮母线采用紫铜或铝制电阻小的导线，因其有良好的绝缘层。使用时悬空、悬挂，不得同任何导体相接触或靠近。5.炮泥：炮泥采用水炮泥，炮泥外剩余炮眼部分，用粘土填满封实。炮泥也可使用不燃、可塑性松散材料，如砂子或砂子与粘土的混和物等。炮眼深度为0.6～1.0m时，炮泥长度不得小于炮眼深度的二分之一；炮眼长度不超过1.0m。6.正向爆破采用正向爆破法施工，严禁反向爆破。7.爆破网络爆破网络采用串联式。。8.爆破设计应注意的问题①合理选定爆破作业参数。炮眼深度不得小于0.6m，工作面有两个或两个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中不得小于0.3m。炮眼间距不应小于0.4m。②禁止放“连珠炮”，也不能一次装药分次放炮。③严防放炮器和放炮母线发生短路火花，检查母线是否接通，应用导通表测量，防止产生电火花引起瓦斯爆炸。（五）瓦斯隧道施工通风设计施工通风是防瓦斯的重要技术环节。1、需风量计算11 风量计算应考虑隧道瓦斯涌出量、洞内需要的最小风速（避免产生瓦斯积聚）、无规运输时洞各种机械需要的新鲜风量等。（1）按瓦斯涌出量计算Q=A1NK式中：A1──每昼夜开挖量：A1=SLrS──隧道断面积；L──昼夜隧道进尺；r──岩石容重；N──风量定额；K──备用系数（2）按洞内最小风速计算按一般经验与要求，单线铁路隧道施工，洞内最小风速为0.15m/s，而瓦斯隧道则要求尽快排出瓦斯，及时降低浓度。洞内空气如果流动慢，出现空气相对静止区，会产生瓦斯积聚。根据多座隧道工程实践，风量应不小于：Vmin=0.8m/s。通过以上风量计算，考虑一定系数后确定安全风量。2、风压计算P=Pv×L/D×KK──阻力系数D──风管直径L──供风长度Pv=1/2rV23、通风管风管选用高性能防爆塑性软管，由于气锤效应的影响，距风机口100m范围内选用刚性风管，风管悬挂在隧道拱部。4、揭煤段通风11 （1）揭煤施工时，洞内瓦斯浓度瞬间最高，除采用上述通风系统外，在揭煤地段爆破前，应及时打开高压风，增加新鲜风量，提高洞内风速。（2）揭煤时，洞内加一台防爆风机，向洞外抽出瓦斯，以加快其排放速度。（六）揭煤段施工方法1、超前钻孔探测在隧道施工过程中，加强地质预测及瓦斯监测，进入煤层前50m要进行超前钻孔预测。如遇地质岩性明显变黑，或随着向前掘进瓦斯浓度升高梯度变大时，不论是否为设计煤层段，均加强超前钻孔探测。超前钻孔机械选用TUX-75A型液压钻机，一次最大钻深可达75m。利用超前钻孔确切了解煤层层位、走向、倾角、厚度、煤质、顶底板岩性。在钻孔没有探测到煤层时，应确保工作面到钻孔控制范围边缘的距离大于20m，否则，应停止开挖，再打一次钻孔探测煤层。揭煤时，打一组3个超前钻孔，详细记录岩芯资料，同时利用超前孔实施监测预报，判定突出危险程度、瓦斯溢出浓度等。图6.超前钻孔工艺工序图2、首次及扩大揭煤作业流程。参见图3。对每层煤都应实施超前钻孔对每层煤都应实施预测孔瓦斯危险性预测实施性防突设计排放瓦斯防突效果检验施作金属骨架、超前支护等安全措施揭煤补救措施有突出危险无效有效11 无突出危险首次揭煤作业流程图无效对每一煤层都应实施瓦斯排放预测孔补救措施防突效果检验施作金属骨架、超前支护等安全措施揭煤有效图3扩大揭煤作业流程图3.瓦斯排放采用钻孔排放作为防突的主要手段。瓦斯排放主要参数：11 （1）排放瓦斯工作面与煤层之间必须有一个安全岩柱，煤炭部门防突细节规定，对于坚硬岩层其厚度不小于3.5m，松软岩层不小于5.0m（均为垂直岩层厚度）。（2）排放范围为开挖线上方7m，两侧5m，单孔排放半径及孔间距应根据煤的透气性、允许排放时间等因素确定，孔距不大于排放半径的二倍；（3）瓦斯排放可根据煤层的不同特点，采取相应的排放方法，缩短排放时间。4、揭煤施工施工方法为在距煤层底板垂距20m处开始采用上下台阶法，在距煤层底板垂距10m处改为四步开挖。（1）石门坎掘进从底板方向揭煤时，揭开石门之后的半煤半岩巷称之谓石门坎（岩层在断面的下半部。开挖石门坎的技术要求：“勤检验、短进尺、弱爆破、强支护、快喷锚”。①勤检验：揭开煤层后，应检验工作面前方10m的上中下左右部位的突出危险性，如指标合格方可继续掘进5m，然后再检验10m，进5m，如此循环。指标不合格，则停工一个班或进行钻孔排放。掘进中如遇其它动力现象（如煤壁颤动、掉煤块、有煤炮声等）也应进行效果检验，由效果检验决定开挖进度。②短进尺：掘进石门坎，每次爆破掘进长度不大于1m，一般为0.6～0.8m，目的是减小爆破振动，防止上方煤层掉块冒顶。③弱爆破：一是加密炮眼，单孔少装药；二是煤层在导坑上部时，只打岩石眼，在煤层中不打眼、不装药；三是煤层中打眼不使用风动凿岩机而改用电煤钻，可减少卡钻事故；四是采用矿用安全炸药及五段电雷管。④11 强支护：超前支护采用自进式锚杆注浆或超前小导管注浆。支护应根据实际需要进行。⑤快喷锚：即及时施做初期支护，尽快封闭围岩。（2）煤层掘进①钻眼放炮：如煤层坚硬需爆破开挖，应使用电煤钻，炮眼数量应较岩石爆破增多一倍，单位药量0.5～0.8kg/m3，使用矿用安全炸药及五段电雷管。②支护要求：同石门坎地段。③爆破：按揭煤爆破技术实施。5、揭煤防突注意事项（1）揭煤前，工作面与煤层之间要留有足够的安全距离，煤矿部门规定其最小垂直距离不小于2m，当围岩较为松散破碎时，其距离还应适当增加。（2）尽量一次揭开煤层，不能一次揭开煤层时，对施工的剩余部分必须采取防突措施和安全措施。（3）揭煤施工中及时施做金属骨架做支护，以防止冒顶事故的发生。煤层地段掘进工作面设风水喷雾装置，浮煤应浇水并及时运出洞外，以防煤尘积聚。（4）揭煤地段的开挖应考虑瓦斯压力的影响，增大开挖断面，预留0.3m的变形量；在兼有断层地带，应预留0.5m变形量，以确保衬砌厚度。（5）采用钻孔排放瓦斯时，至少应保证7～15天的排放时间。（6）建立可靠的通风系统，保持良好的通风状态，提供足够的风量。（7）在揭煤放炮时，应全面停止洞内供电，所有人员全部撤离洞外。（8）揭煤施工期间，在通风系统范围内和有洞室联系的施工作业地点应停止作业。（9）揭煤前，洞内所有电气设备、设施等应符合防爆要求，并应定期进行检查。11 （10）隧道内的局部通风机和电气设备应安装两闭锁设施（风电闭锁和瓦斯电闭锁），当局部通风机停止运转或隧道内瓦斯超限时，能立即自动切断局部通风机供风范围内的一切电源。6、揭煤段支护揭煤时应加强支护，采用超前锚杆、注浆、管棚等方法加固围岩（煤层），防止冒顶。（七）瓦斯隧道施工监测1、监测体系参见图4。防瓦防突揭煤领导小组施工总调度局处联合卫生监测站施工队、班组监测员瓦斯浓度监测可燃气体监测通风效果监测煤与瓦斯突出危险预测供电系统供风系统施工队救护队指令自图4.隧道施工瓦斯监测体系图2、瓦斯浓度监测指标方法（1）瓦斯容许浓度标准根据《铁路施工安全技术规则》（TBJ404-87）规定采用下列标准，参见表5。·表5·部位CH4容许浓度%总回风巷道0.75工作面1.011 工作面回风流1.0局扇及开关地点附近10米0.5（2）检测仪器参见表6。·表6·型号名称测量范围报警误差生产厂家SWJ-A光干涉式瓦斯检定器0～10%CH4量程在0～1%CH4时，误差在±0.05%；量程在1～7%CH4时，误差在±0.2%；量程在7～10%CH4时，误差在±0.3%西安煤矿仪表厂AZJ-91便携式瓦斯检定器0～5%CH40.1%CH4重庆煤科院3、煤与瓦斯突出危险预测（1）预测指标与标准A、解析指标K1值对于K1的临界值，“防突细则”上的规定是当煤层坚固系数f值≥0.35时K1值≥0.8时或当f＜0.35，K1＞0.6即有突出危险。采集的煤样是湿煤粉，难以采集干煤粉，故需另行确定湿分K1值指标。按当K1值≥0.35时，K1值＞0.4或当f值＜0.35时，K1＞0.3时有突出危险。B、瓦斯瞬间解析压力PdPd的临界值取0.03MPa。C、钻孔瓦斯涌出初速度gHgH值综合反映了地应力和瓦斯压力的大小，以及煤的结构与瓦斯含量等性质。根据煤炭部防突细则规定，gH值的临界值与煤的挥发分有关，gH值很敏感，波动大，实测经常超标，为简化测试工作，我们参照92年版煤规R1综合指标法中的向下钻孔测试指标，不再考虑发分的影响，并结合结合家竹箐道的实际情况，确定gH值的临界值是6L/min，此时测量长度为1米），另外，煤规规定gH测定时与Pd值一样，也需要用电焊钻打孔并在采样后2min11 内开始测定。D、瓦斯压力P根据煤炭部防突细则，瓦斯压力大于1MPa时，有突出危险。在距煤层3m岩柱时进行打孔测压。（2）煤与瓦斯突出危险性预测判别标准汇总揭开石门前预测煤与瓦斯突出危险性时，可按表11的汇总表确定煤层的突出危险性。预测突出危险性煤层临界指标·表7·项目解析指标K1值mL/gmin0.5瞬间解析压力PdMPa初速度gHL/gmin瓦斯压力PMPa打钻期间动力现象突出危险性临界指标＞0.4＞0.03＞6＞1.0喷孔顶水顶钻卡钻属于突出危险工作面③测试流程根据瓦斯隧道施工经验，采用二步测试法。5.通风效果测试测定隧道内风速、掌子面风速、管道全压、洞压、静压、风损、风量，提出通风效果评价报告。11