瓦斯隧道石门揭煤施工方案川煤.docx
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瓦斯隧道石门揭煤施工方案川煤
新建成贵铁路乐山至贵阳段工程CGZQSG-12标段
高坡隧道(D3K343+169~D3K346+540)
揭煤专项方案
编制:
复核:
批准:
中铁十九局集团有限公司成贵铁路项目经理部
2014年4月
1.工程概况
1.1编制依据
⑴《铁路瓦斯隧道技术规范》TB10120-2002;
⑵《煤矿安全规程》;
⑶《防治煤与瓦斯突出规定》;
⑷国家安全生产监督管理总局令第19号。
1.2工程简介
高坡隧道正洞施工起止里程为D3K343+169~D3K346+540,共3371m。
隧址位于镇雄~毕节区间,双线隧道,线间距4.6m,洞内采用CRTS-Ⅰ型双块式无砟轨道设计,设计轨顶至轨道基础底面高度为515mm。
高坡隧道设计为25‰及7.3‰的单面上坡。
D3K346+084.719~D3K346+540段位于半径R=10000m的左偏曲线上外,其余地段均为直线。
隧道位于云南省镇雄县黑树镇与贵州省毕节市何官屯镇交界处,横穿省界及赤水河、乌江的分水岭。
出口在中门口村附近,出口有公路相通。
隧区属构造侵蚀中山地貌,地形连绵起伏,沟壑纵横,隧区绝对高程1500~2040m,相对高差100~600m。
地貌受构造及岩性控制,沿断层破碎带多形成侵蚀沟槽。
泥岩层薄,多形成小槽沟、缓坡地形。
区内地面坡度20~70°,局部有陡坡、陡崖。
隧区洞身段多为林场、旱地,植被发育。
隧区上覆第四系全新统人工填土(Q4ml)、冲洪积层(Q4dl+pl)卵石土、坡残积层(Q4dl+el)粉质黏土、碎石土、坡崩积层(Q4dl+col)块石土;下伏三叠系下统飞仙关组(T1f)砂质泥岩、泥质砂岩偶夹灰岩、灰岩,二叠系上统长兴组(P2c)灰岩、砂岩、泥岩偶夹煤线,二叠系上统龙潭组(P2l)砂岩、泥岩、炭质页岩、铝土岩夹煤层,二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2β)凝灰岩,二叠系下统茅口组(P1m)灰岩。
隧区位于云贵高原北部扬子准地台滇东台褶带,地质构造复杂。
断裂褶曲均比较发育,地层岩体破碎,以东西向构造为主,线路多大角度穿越构造线。
隧道在区域上位于三眼井向斜北部翘起端,次一级断裂,褶曲相当发育。
褶皱主要有:
高坡2#背斜。
断层主要有上扬塘断层、茶木树断层、监羊篝断层;1处大型构造节理密集带。
隧区地层岩性较简单,主要以非可溶岩为主,地下水类型为潜水,富水性-中等。
隧区地表水以沟水、溪水为主,测区降雨量丰富;地下水分为孔隙水、裂隙水、岩溶水。
含水岩组分为①孔隙含水层,含水性透水性相对较强;②裂隙含水层,富水性弱;③岩溶性含水层,为中等含水层,富水性强;④相对隔水层,含水性弱。
D3K343+770~D3K343+945为可溶岩与非可溶岩接触段落,岩溶强烈发育,有遇岩溶暗河、涌水涌泥的可能。
D3K345+510~D3K344+655浅埋段地表为茶木树河沟,河沟由两侧山区地表小溪沟水汇集而成,流量约10~20L/S,常年有水,隧道段浅埋最浅埋约10m,土层较厚,隧道施工可能会袭夺地表沟谷内水体,引起地表水灌入隧道内。
隧道正常涌水量13479m³/d,雨季最大涌水量为22775m³/d。
1.3地震参数及气象特征
根据《中国地震动参数区划图》(GB18306-2001)(1∶400万)及《成贵铁路区域性地震区划报告》等确定。
本标段地震动峰值加速度值0.05g及地震动反应谱特征周期值0.35s。
毕节市属北亚热带季风性湿润气候,境内海拔落差较大,立体气候明显,造就了"一山有四季,十里不同天"的神奇景观。
境内风光秀美,夏无酷暑,冬无严寒,雨量充沛,气候适宜。
毕节多年平均日照时数1100-1800小时。
年平均气温13℃左右,冬季不太冷,最冷的一月平均气温也有3℃左右;夏季最为凉爽宜人,七月平均气温只有22℃,最高气温平均27℃左右。
年平均降水量900-1400毫米,70%左右的降水集中在5至9月。
1.4隧道瓦斯概况
高坡隧道穿越地层复杂,主要为泥质砂岩、泥质砂岩偶夹灰岩,灰岩,砂岩、泥岩、炭质页岩、铝土岩夹煤层,洞身断层及褶皱较为发育,共穿越高坡2#背斜背斜、上扬塘断层、茶木树断层、监羊篝断层及1段大型构造节理破碎带(D3K346+440-520)。
D3K343+169~D3K345+015段1846m穿越产状近水平的煤系地层,为高瓦斯段,其余段瓦斯可能沿构造裂隙渗入,为低瓦斯段。
D3K343+770~D3K344+130段360m通过可溶岩地段,岩溶强烈发育。
隧道最大埋深约440m。
据设计单位提供的高坡隧道地质说明,D3K342+060-D3K345+015段隧道洞身穿越地层为二叠系龙潭组P2l含煤地层,主要岩性为砾岩、泥岩、炭质页岩、铝土岩夹煤层,在D3K343+770—D3K343+945段因上杨塘断层错动而使洞身段处于P2l+β与P1m地层接触带上,隧道洞身在该段内的不同段落可能遇煤11-31层。
煤层总厚度约4—8米。
该段共布置8个深孔,通过3孔孔内测试到相关煤层瓦斯参数,如下表所示:
由于断层的出现,根据设计资料,预计本标段施工的高坡隧道段共需穿越大于0.3米煤层5层。
2.揭煤前施工准备
2.1资料收集
联系当地煤矿主管部门和当地煤矿现场实际调查,收集需要穿越的煤系地层资料,瓦斯资料。
2.2超前地质预报
运用TSP203超前地质预报仪、超前钻孔长期预报和地质雷达探测、水文地质观察和素描短期预报相结合进行地质综合预报。
预测开挖面前方的瓦斯、地质情况,包括围岩的整体性以及断层、软弱破碎带在前方的位置和对施工的影响,地下水活动情况等,以便采取相应的技术措施。
结合超前钻孔预报和洞身层位比对,预报前方煤层厚度和距煤层距离,对于大于0.3米煤层必须按照本揭煤方案严格执行。
2.3确定揭煤段长度
根据超前地质预报资料,结合煤与瓦斯突出相关规范标准的规定,确定距离煤层前20m(法向距离)到通过煤层后10m(法向距离)为该煤层的揭煤段长度,揭煤段应该严格按照揭煤专项设计方案进行施工。
揭煤程序如图2.2-1。
2.4确定揭煤断面开挖顺序
由于隧道主洞开挖断面较大,且按照《铁路瓦斯隧道技术规范》与《防止煤与瓦斯突出规定》必须使用煤矿许用毫秒延期雷管,起爆总延期时间不得超过130ms,因此导致一次全断面揭穿煤层有困难。
因此瓦斯隧道主洞揭煤采用上下台阶法施工。
图2.2-1揭煤程序示意图
2.5揭煤作业流程
根据超前地质预报,结合地勘设计资料与隧道设计资料,对隧道瓦斯工区遵循“先预报预测、再探明、防突出压出倾出;强通风、勤检测、防瓦斯积聚;确保有害气体浓度不超标”的施工原则,对于突出煤层采取“四位一体”(预测预报、防突措施、措施效果检验、防护措施)防突措施、需要制定专门的揭煤防突措施,按照揭煤作业流程进行操作,揭煤作业流程示意图如图2.4-1。
具体操作步骤如下:
第一步:
⑴距煤层最小法向距离10m时(围岩十分破碎的建议提前20m),进行超前探测,探测煤层位置。
根据钻孔坐标、钻孔角度、见煤深度等指标确定该煤层厚度、走向、倾角、以及煤层与隧道的关系;
⑵发现煤层后进行煤与瓦斯突出危险性预测,预测煤与瓦斯突出危险性;
⑶根据煤与瓦斯突出危险性预测数据,制定专项防突措施,钻孔进行瓦斯排放。
按设计打瓦斯排放孔进行瓦斯排放;
⑷瓦斯排放结束后,进行瓦斯排放措施效果检验,主要采用钻孔瓦斯涌出初速度法进行验证。
如验证瓦斯排放措施无效应采取其他补救措施。
⑸正常掘进至距煤层最小法向距离5m。
第二步:
距煤层最小法向距离5m时,进行瓦斯突出预测验证。
有突出危险采取钻孔排放措施,无突出危险则正常掘进至距煤层最小法向距离2m。
第三步:
距煤层最小法向距离2m时,进行瓦斯突出预测验证。
有突出危险采取钻孔排放措施或其他补救措施。
第四步:
确认无煤与瓦斯突出危险后,首先采用超前支护措施,然后采用进行爆破揭煤。
第五步:
进入煤层后,注意边验证边掘进,保证施工安全,过煤段支护施工应该采用以“先注浆、后开挖、快封闭、勤量测”来封闭瓦斯,同时对隧道围岩位移变形做到经常观测,防止出现过煤后突出。
2.6确定煤层产状
2.6.1定性预测方法
采用地貌、地质调查与地质推理相结合的方法,进行定性预测。
收集区域地形、地质、水文地质资料以及铁路地质资料,通过这些资料分析区域岩溶地貌特征。
对隧道所处地区地质构造和岩性的调查,调查分析隧道所在地区的煤层开采情况等。
图2.4-1揭煤作业流程
2.6.2超前地质探孔
在超前地质综合预报前方有煤层时,平导掌子面在距推测煤层10m垂距处,施作3孔φ89探测孔。
探孔必须穿透煤层全厚且进入顶(底)板煤层部大于0.5m,详细记录岩芯资料,以掌握煤层位置、走向、倾向、倾角,煤层厚度、瓦斯赋存情况。
利用平导煤层的资料推测正洞煤层位置,并于正洞距推测煤层(平导探测孔推测、正洞上台阶超前钻孔预测)10m垂距处,施作3孔φ89探测孔,探孔施作要求同平导探孔。
超前探孔布置应当合理,根据钻孔坐标、钻孔深度、见煤情况等推算煤层倾向、倾角以及和隧道的关系。
超前探孔布置示意图如图2.5-1。
图2.5-1超前探孔布置示意图
2.7煤与瓦斯突出危险性预测
依据《铁路瓦斯隧道技术规范》(TB10120-2002)之6.2.2规定“瓦斯突出危险性预测应从以下五种方法中选用两种方法,相互验证。
石门揭煤可采用瓦斯压力法、综合指标法或钻屑指标法,对于煤巷掘进宜采用钻孔瓦斯涌出初速度法、钻屑指标法或‘R’指标法。
”
⑴瓦斯压力法;
⑵综合指标法;
⑶钻屑指标法;
⑷钻孔瓦斯涌出初速度法;
⑸“R”指标法。
根据瓦斯隧道中煤层具体赋存条件,选择煤与瓦斯突出的预测方法。
煤与瓦斯突出危险性预测采用以下来两种方法作为主要预测指标。
⑴瓦斯压力法;
⑵综合指标法;
2.7.1瓦斯压力测定
瓦斯压力是标志煤层瓦斯赋存状态的一个重要参数。
在研究矿井煤与瓦斯突出、瓦斯涌出、瓦斯抽采时,它是一个关键性的基础参数。
瓦斯以游离和吸附状态赋存于煤的微孔隙和裂隙中。
一般情况下,瓦斯压力越大,煤层瓦斯含量就越大,瓦斯压力与埋藏深度和局部构造应力等因素有关,与成煤年代、煤的变质程度无关;浅部瓦斯压力较小,随着开采深度的增加,瓦斯压力一般近似线性增加,在地质构造带,强大的构造应力作用可使煤体中的孔隙和裂隙变小,甚至闭合,瓦斯流通性大大减弱,瓦斯占据孔隙减小,出现局部瓦斯压力增高带;在一些开放性构造带,瓦斯运移使瓦斯压力减小,因而,瓦斯压力在煤层中将呈现与采深的线性相关性和局部的非均匀性。
测压工作按如下步骤开展:
⑴准备测压器材
①压力表:
根据地质勘探测定的瓦斯压力值约为1MPa,选用量程为其1.5倍以上的压力表,本次用的压力表量程2.5MPa,精确到0.01MPa。
②测压管:
本次测压管为φ8×2mm的紫铜管。
③注浆管:
施工现场配备,选用φ16×2mm的无缝钢管。
④封孔材料:
采用水泥、膨胀剂、速凝剂混合封孔,水灰比为2:
1,水泥:
膨胀剂:
速凝剂=8:
1:
1,封孔深度现场确定。
⑤生胶带:
密封各测压管接头用。
⑥三通:
连接测压管、氮气罐与压力表。
⑦氮气罐:
施工现场配备,压力0.5MPa。
⑵布置测压钻孔
根据现场实际情况,布置测压孔,孔位布置可参考超前探孔布置图2.5-1,布置不少于4个测试孔。
⑶封孔与补气
①封孔:
孔口2m左右采用锚固剂、木屑加速凝剂进行封孔,成型后进行注浆。
注浆采用手持式注浆泵,待控浆管流出水泥浆液停止注浆,控浆管采用2m一根的无缝钢管连接。
封孔长度根据现场条件确定,钻孔穿过煤层0.5m左右。
封孔示意图如图2.6-1。
1.补气装置2.三通3.压力表4.孔口封孔材料5.测压管6.注浆管7.控浆管8.煤层9.注浆泵
10、水泥砂浆11.进气孔
图4-1-2测压封孔示意图
②补气:
采用N2罐补气,补气压力0.5MPa,每个测压钻孔补气时间为1h。
⑷测定瓦斯压力
补气结束后,进行瓦斯瓦斯测定,每天读取两次测压表压力,按照AQT1047—2007《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》规定,采用主动测压法,当煤层瓦斯压力小于4MPa时,其观测时间为5~10天,煤层瓦斯压力大于4MPa时,其观测时间为10~20天。
在瓦斯压力在开始测定的一周内变化较大时应该减小观测间隔。
瓦斯压力变化在三天内小于0.015MPa时,可以结果测压工作。
并整理数据,得出测定结果。
2.7.2放散初速度测定
根据瓦斯压力测试孔或超前探孔中取出的煤芯,送四川省煤炭产业集团技术中心瓦斯防灭火研究所实验室进行实验室测定瓦斯放散初速度。
2.7.3计算综合指标
根据上述测定结果,按照《铁路瓦斯隧道技术规范》与《防止煤与瓦斯突出规定》计算D、K值,按下时计算确定。
D=(0.0075H/f-3)(P-0.74)
(1)
K=△P/f
(2)
式中D—煤层的突出危险性综合指标;
K—煤层的突出危险性综合指标;
H—开采深度,m;
P—煤层瓦斯压力,MPa;
△P—软分层煤的瓦斯放散初速度指标;
f—软分层煤的平均坚固性系数。
2.7.4判定工作面煤与瓦斯突出危险性
根据《铁路瓦斯隧道技术规范》(TB10120-2002)规定:
突出危险性预测方法中有任何一项指标超过临界指标,该开挖工作面即为有突出危险工作面,其预测时的临界指标应根据实测数据确定,当无实测数据时,可参照表2.6-1中所列突出危险性临界值。
表2.7-1突出危险性预测指标临界值
序号
预测类型
预测方法
预测指标
突出危险性临界值
1
石门揭煤突出危险性预测
瓦斯压力法
P(MPa)
0.74
综合指标法
D
0.25
K
20(无烟煤),15(其他煤)
钻屑指标法
△h2(Pa)
160(湿煤),200(干煤)
2
煤巷开挖工作面突出危险性预测
钻孔瓦斯涌出初速度
Q
4
“R”指标法
Rm
6
钻屑指标法
△h2(Pa)
160(湿煤),200(干煤)
K1(Ml/g·min½)
0.4(湿煤),0.5(干煤)
最大钻屑量(kg/m)
6
2.8瓦斯排放孔措施
根据揭煤施工程序,如经过煤与瓦斯突出预测,结果显示该煤层存在煤与瓦斯突出危险性,则应当按照《铁路瓦斯隧道技术规范》(TB10120-2002)、《防治煤与瓦斯突出规定》(国家安全生产监督管理总局令第19号)等相关规范,实施防突措施。
揭煤防突采用钻孔瓦斯排放措施。
钻孔范围为隧道洞身轮廓线外20米控制范围,控制范围内钻孔之间距离不大于1米。
2.9排放孔措施效果检验
根据《铁路瓦斯隧道技术规范》(TB10120-2002)、《防治煤与瓦斯突出规定》、国家安全生产监督管理总局令第19号等相关规范,采用瓦斯涌出初速度法与钻屑指标法进行排放孔措施效果检验。
经检验,确定排放孔措施有效,煤层已经不具备煤与瓦斯突出危险后,可开挖至距煤层最小距离2m位置。
2.10距煤层2m煤与瓦斯突出危险性验证
距煤层2m位置,再次进行煤与瓦斯突出危险性验证,采用瓦斯涌出初速度法与钻屑指标法进行排放孔措施效果检验。
经检验,煤层已经不具备煤与瓦斯突出危险后,采取安全技术措施,进行揭煤施工,揭煤施工严格按照该煤层揭煤专项施工方案进行。
2.11揭煤工作的技术指导
聘请有揭煤施工经验的煤矿专家对揭煤工作进行技术指导。
3.揭煤施工技术
3.1揭煤施工流程
图3.1-1接煤施工流程图
揭煤施工必须遵循以下原则:
⑴先探测后揭煤,必须先判明是否有煤层、瓦斯突出的危险。
⑵先处理后揭煤,必须预先进行防突处理或超前加固处理,才能揭煤。
⑶贯彻“短进尺、弱爆破、强支护、勤测量、快封闭、紧衬砌”方针。
在通过煤系地层地段,围岩一般较为破碎。
根据地质工程勘察设计资料以及该煤层的超前探孔预测资料确定围岩情况,围岩软弱破碎的应当采取超前支护措施。
根据现场实际条件选用超前中管棚支护或超前小导管支护措施,在围岩特别破碎的过煤段,采取围岩注浆加固措施等。
3.2揭煤爆破设计
经过煤与瓦斯突出危险性预测确定该煤层有突出危险,采用瓦斯排放孔防突措施后,经过两次效果检验已经确定该煤层不具有煤与瓦斯突出危险性,但为确保安全,仍需按照突出威胁煤层对待。
揭煤断面按照2.3所述,揭煤采用微震浅孔爆破,远距离起爆,保证安全。
采用“快掘进、放小炮、弱爆破”的原则进行爆破施工。
本次施工采用光面爆破,每循环进尺控制为1m,远距离起爆。
3.2.1爆破器材选择
根据《铁路瓦斯隧道技术规范》(TB10120-2002)、《防治煤与瓦斯突出规定》(国家安全生产监督管理总局令第19号)等相关规范,本次爆破采用三级煤矿许用含水炸药,煤矿许用1~5段毫秒延期雷管,爆破母线采用信号专用电缆,所有母线接头和电雷管脚线的连接均使用绝缘胶布包扎严密,并尽可能减少接头,减少爆破母线的电阻。
3.2.2炮眼数目确定
炮眼数目可参考下式进行计算:
式中:
N为炮眼个数,S为隧道断面面积,f为岩石坚固性系数。
根据勘察设计资料,确定该里程岩层的岩性,按照上述公式或相关经验选择炮眼数目。
3.2.3炮眼布置
⑴掏槽眼布置
瓦斯隧道揭煤施工,当采用排放孔瓦斯排放技术措施以后进行揭煤。
施工要求短进尺,弱爆破。
本次揭煤爆破施工采用掏槽眼形式为垂直楔形掏槽,共布置掏槽孔22个、3排,炮眼与工作面夹角60°、槽口宽度1.6m、排距0.5m、炮孔深度1.45m。
⑵周边眼布置
本次爆破设计中周边眼间距为0.6m,炮眼密集系数0.6,炮孔深度1.2m,炮眼眼口布置于开挖轮廓线上,眼底超出开挖轮廓线0.1m。
⑶辅助眼布置
辅助眼均匀布置于周边眼与掏槽眼之间,炮眼间距为0.9m,排距见附图1,炮孔深度1.2m。
⑷底板眼布置
底板眼孔口布置于距上台阶底板0.1m位置,孔距0.8m,孔底低于底板标高0.1m,炮眼深度1.2m。
根据上述炮眼相关参数以及炮眼设计布置,得到的相关炮眼参数见表3.2-1,炮眼装药同样采用正向连续装药结构,炮孔装药结构示意如图3.2-1,正洞上台阶炮眼设计布置见附图1。
结合隧道煤层赋存条件,本次爆破设计按照V级围处理,取炮眼利用率为90%,进行爆破效果预测。
预期爆破效果见表3.2-2。
表3.2-1主洞上台阶爆破炮眼参数表(V级围岩)
炮孔类型
钻孔
编号
角度
/(°)
炮孔
深度
炮孔
个数
单孔
药量
炮泥长度
总药量
水平
垂直
cm
个
kg
cm
kg
掏槽眼
1、2、3
60
90
145
22
0.6
45
13.2
辅助眼
4、5、6
0
90
120
51
0.45
30
22.95
周边眼
7
外偏5°
120
38
0.45
30
17.1
底板眼
8
下插9.5°
120
20
0.45
30
9
合计
131
62.3kg
3.2-1炮孔装药结构示意图
表3.2-2工程地质与预期爆破效果(V级围岩)
1
围岩类别
Ⅴ级
6
药卷直径
φ32mm
2
普适系数
4~6
7
开挖断面
86m2
3
钻机类型
凿岩台车与YT-28气腿式凿岩机钻孔
8
炮孔总数
131
4
钻孔直径
φ42mm
9
总装药量
62.3
5
炸药类型
3#煤矿安全炸药
10
钻孔密度
1.5个/m2
11
预计有效进尺
1m
12
预计崩岩量
86m³
13
炸药单耗量
0.72kg/m³
14
雷管单耗
1.52个/m³
3.2.4起爆网络与起爆器选择
⑴起爆顺序
揭煤爆破施工连线同样采用大串联方式,起爆顺序为掏槽眼—辅助眼—周边眼(底板眼)。
⑵起爆电阻
起爆电阻计算如下:
R总=R1+R2+R3
R总—整个爆破网路电阻
R1—雷管总电阻,单个雷管电阻取4.1Ω
R1=4.1×131=537.1Ω
R2—爆破母线电阻
R2=ρL/s=0.017×1000×2/4=8.5Ω
R3—联线接触电阻,一个接触点电阻取1Ω
R3取132Ω
则总电阻R总=537.1+8.5+132=677.6Ω。
⑶起爆电流
起爆电流取2A,
⑷起爆电压
根据上述计算起爆电压:
677.6×2=1355.2V
按照雷管数量131发、计算的起爆电压1355.2V,震动爆破采用的FD200-3型煤矿专用电容起爆器可以满足起爆要求。
3.2.5炮眼施工工艺流程
⑴地质调查
通过地质罗盘,确定节理、裂隙走向及倾角;清点节理、裂隙数量,确定节理、裂隙密度,钢尺测量节理、裂隙宽度,为炮眼布置做准备。
⑵测量放样
采用全站仪测出隧道中线,及水准仪测出拱顶标高;采用红油漆在掌子面画出开挖轮廓线,随后按照炮眼设计图定出每个炮眼的位置,误差不得超过5cm。
⑶炮眼施工
捣槽眼、崩落眼、底板眼采用凿岩台车钻孔,必要时或特殊情况下采用YT-28气腿式凿岩机钻孔,周边眼采用YT-28气腿式凿岩机钻孔,孔径42mm。
⑷清孔
工作面炮眼钻毕后,使用炮钩或小直径高压风管进行炮孔清扫,尽量使孔内不留石屑,保持孔内干净无水无渣,以备装药。
⑸装药、连线、起爆
装药结构根据钻爆设计确定,连线采用导爆管大串联,经过专人检查确认后方可通过电雷管起爆。
3.3揭煤段通风
必须采取相应措施,确保掌子面供风量满足《通风专项方案》所计算风量,双风机、双风管、双电源必须落实。
3.4过煤段支护措施
过煤段设计采用Ⅴd型复合衬砌,初期支护喷射砼采用C25喷射混凝土,厚28cm,Φ8钢筋网,拱部采用Φ22中空注浆锚杆,长4.0m,共计16根,边墙采用Φ22普通砂浆锚杆,长4.0m,共计7根。
具体过煤系地层的支护措施。
揭煤段围岩软弱破碎,揭煤施工过程中应当及时施做拱架支护,以防止冒顶事故的发生。
先初喷5cm厚混凝土封闭岩面,再施工系统锚杆、钢筋网片,安装钢架喷射混凝土至设计厚度。
3.5揭煤段施工瓦斯监控
揭煤施工段加强瓦斯监测监控,瓦斯检测采用KJ203N安全自动监测与人工检测两种手段相结合,相互验证。
3.5.1安全自动监测
在揭煤工作面距迎头3~5m处安装一台瓦斯传感器,防水台车、二衬台车、掌子面回风也必须安装一台瓦斯传感器,安装位置距拱顶不大于300mm,距巷帮不小于200mm,报警点:
≥0.3%,断电点:
≥0.5%,复电点:
<0.4%,断电范围:
该工作面及回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。
每个管理人员和特种作业人员应配备便携式瓦斯检测报警仪。
3.5.2人工检测
瓦斯检查人员携带光学瓦检仪及便携式瓦斯检测仪进行洞内瓦斯巡查、检测各类死角、盲区,且检测数据与KJ203N安全监控系统相互核对。
在揭煤施工工程中,瓦检员必须全程跟班作业,当瓦斯浓度在0.3%以下时,瓦检员每小时检查一次;瓦斯浓度在0.3%以上时,应随时检查,检查作业不得离开该工作面;瓦检员必须保证“一炮三检制”和并执行“三人连锁放炮制”。
3.5.3特殊地点的瓦斯检测
隧道内各工作面(掌子面开挖、初期支护、仰拱开挖、仰拱混凝土施工、防水板挂设、二次衬砌立模、二次衬砌混凝土灌注、隧道散水治理);瓦斯可能产生积聚的地点(二衬台车部位、隧道内避车洞室和综合洞室的上部、隧道内冒高处及隧道内具有明显凹陷的地点);隧道内可能产生火源的地点(电机附近、电气开关附近、电缆接头的地点);瓦斯可能渗出的地点(地质破碎地带、地质变化地带、煤线地带、裂隙发育的砂岩、泥岩及页岩地带);在隧道进行超前钻孔前,必须在超前钻孔附近进行瓦斯检测。
隧道施工
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