瓦斯隧道施工方法.docx
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瓦斯隧道施工方法
4.2.2.4.瓦斯地段施工技术
4.2.2.4.1.地质概况
松林堡隧道在DK106+580~+620及DK106+960~DK+020段有煤巷,于隧道下方8~11米处通过,隧道出口段为低瓦斯工区,瓦斯等级为Ⅲ级。
4.2.2.4.2.防爆区划分
隧道通过含煤地层时,按重点防范区和一般监测区安排,衬砌作业面离掘进掌子面的距离保持在150m左右,见图4-2-32。
图4-2-32隧道防爆区划分
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。
4.2.2.4.3.瓦斯浓度防爆限值
隧道内瓦斯浓度限值及超限处理措施符合并执行表4-2-17的规定。
4.2.2.4.4.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。
隧道内瓦斯浓度限值及超限处理措施表4-2-17
序号
地点
限值
超限处理措施
1
低瓦斯工区任意处
0.5%
超限处附近20m范围内立即停工,查明原因,加强通风监测
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
1.5%
超限处停工,撤人,切断电源,查明原因,加强通风等
4
回风巷或工作面回风流中
1.0%
停工、撤人、处理
5
放炮地点附近20m风流中
1.0%
严禁装药放炮
6
煤层放炮后工作面风流中
1.0%
继续通风,不得进人
7
局扇及电气开关10m范围内
0.5%
停机、通风、处理
8
电动机及开关附近20m范围内
1.5%
停止运转、撤出人员,切断电源,进行处理
9
竣工后洞内任何处
0.5%
查明渗漏点,进行整治
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。
一、安全电雷管
电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。
二、煤矿安全炸药
通过煤层瓦斯区时,需采用煤矿安全炸药。
不得使用硬化或水份超过0.5%的铵梯炸药。
三、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。
选用MFB-100电容式起爆器,性能见表4-2-18。
防爆型晶体管电容式起爆器性能表表4-2-18
型号
控制
方式
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
100
20×2
>18
1800
320
<15
4~6
四、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。
五、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。
六、正向爆破
采用正向爆破法施工,严禁反向爆破。
七、爆破网络
爆破网络采用串联式。
八、爆破设计应注意的问题
(一)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。
(二)禁止放“连珠炮”,也不能一次装药分次放炮。
(三)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。
4.2.2.4.5.施工通风设计
施工通风是防瓦斯的重要技术环节。
一、需风量计算
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。
按瓦斯涌出量计算:
Q=A1NK
式中:
A1——每昼夜开挖量:
A1=SLr
S——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
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。
二、风压计算
P=Pv×L/D×K
K──阻力系数
D──风管直径
L──供风长度
Pv=1/2V2
三、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。
四、揭煤段通风
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。
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。
4.2.2.4.6.揭煤段施工方法
一、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,钻孔孔径采用Ф75。
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。
超前钻孔工艺参见图4-2-33。
二.瓦斯排放
采用钻孔排放作为防突的主要手段。
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)。
图4-2-33超前钻孔工艺工序图
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;
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。
三、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。
(一)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),参见图4-2-34。
图4-2-34石门坎掘进示意图
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”。
勤检验:
揭开煤层后,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。
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。
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。
强支护:
超前支护采用自进式锚杆注浆或超前小导管注浆。
支护根据实际需要进行。
快喷锚:
即及时施做初期支护,尽快封闭围岩。
2、煤层掘进
钻眼放炮:
如煤层坚硬需爆破开挖,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。
3、支护要求:
同石门坎地段。
4、爆破:
按揭煤爆破技术实施。
四、揭煤防突注意事项
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,其距离再适当增加。
尽量一次揭开煤层,不能一次揭开煤层时,对施工的剩余部分采取防突措施和安全措施。
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。
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,预留0.5m变形量,以确保衬砌厚度。
采用钻孔排放瓦斯时,至少保证7~15天的排放时间。
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。
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。
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。
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。
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。
六、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。
4.2.2.4.7.瓦斯隧道施工监测
一、监测体系
见图4-2-35。
二、瓦斯浓度监测指标方法
根据《铁路施工安全技术规则》(TBJ404-87)规定,瓦斯容许浓度标准、检测仪器参见表4-2-19、4-2-20。
瓦斯容许浓度标准表4-2-19
部位
CH4容许浓度%
总回风巷道
0.75
工作面
1.0
工作面回风流
1.0
局扇及开关地点附近10米
0.5
瓦斯检测仪器表表4-2-20
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%CH4
0.1%CH4
重庆煤科院
三、煤与瓦斯突出危险预测
预测指标与标准
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。
瓦斯瞬间解析压力Pd:
Pd的临界值取0.03Mpa。
钻孔瓦斯涌出初速度gH:
gH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,不再考虑挥发分的影响,并结合实际情况,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,也需要用电钻打孔并在采样后2min内开始测定。
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。
揭开石门前预测煤与瓦斯突出危险性时,可按表4-2-21确定煤层的突出危险性。
预测突出危险性煤层临界指标表4-2-21
项目
解析指标K1值
ml/gmin0.5
瞬间解析压力Pd
MPa
初速度g
l/gmin
瓦斯压力P
MPa
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
测试流程:
根据瓦斯隧道施工经验,采用二步测试法。
四、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。
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