成兰铁路低瓦斯隧道专项施工方案.doc

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1、低瓦斯隧道专项施工方案1 编制依据 （1）某某隧道设计图、柿子园隧道设计图及其隧参图。 （2）国家有关的法律法规及国家标准、规范。铁路瓦斯隧道技术规范(TB10120-2002) 及2009 年局部修订（铁建设200962 号）；防治煤矿瓦斯突出规定(煤炭工业出版社 2009)；煤矿安全规程(国家安全生产监督管理总局 2011)；煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007）；煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ6201-2006）；高速铁路隧道工程施工技术指南（铁建设2010241号）；爆破安全规程（GB6722-2011）施工现场临时用电安全技术规范JGJ46-2005煤矿

2、井下供配电设计规范GB50417-2007煤矿井下供电设计技术规定 （3）现场施工调查所获得的工程地质、水文地质、当地资源、交通状况及施工环境等调查资料。2 工程概况 （1）本标段有2座隧道，为某某隧道和柿子园隧道，标段内隧道总长11879米，某某隧道总长3015m，施工起讫里程D2K73+335D2K76+350，为单洞合修，隧道洞身位于半径为3504.525的右偏曲线上，进出口均位于直线上，线路纵坡为17.8的单面上坡，全长3015m，内轨顶面高程为674.101727.768。隧道进口接路基工程，出口紧邻睢水河双线大桥，隧道最大埋深320m；柿子园隧道总长14069m，隧道进口紧邻睢水河

3、大桥桥台工程。隧道最大埋深680m，本标段起讫里程D2K76+696D3K85+560，共8864米，为单洞合修段。隧道在本标段内设置3个横洞，均采用无轨双车道运输组织，其中某某隧道、柿子园隧道进口和柿子园隧道3#横洞为低瓦斯工区。 （2）区内自震旦系至第四系均有出露，主要地层有元古界、古生界、中生界和新生界；主要有第四系（全新统Q4、上更新统Q3、中更新统Q2、下更新统Q1）上第三系（N2）白垩系上下统（K1、K2）侏罗系上中下统（J3、J2、J1）三叠系上中下统（T3、T2、T1）二叠系上中下统（P2、P1）石炭系上中下统（C3、C2、C1）泥盆系上中下统（D3、D2、D1）志留系茂县群（

4、Smx）、奥陶系中下统（O2、O1）寒武系中上统（2、1）震旦系上下统（Za、Zb）。 （3）地层岩性主要以千枚岩、板岩为主，夹砂岩、灰岩、页岩（含煤层），零星分布花岗岩。占线路长度约70%的段落岩体为极为软弱破碎的板岩、碳质板岩、片岩、千枚岩，受构造影响，多表现出强烈的揉皱变形和挤压破碎，软岩和破碎岩岩体性条件极差。隧道总体地质条件评价：内、外动力地质作用特别强烈，地质条件异常复杂。3 瓦斯特性3.1 瓦斯的特性3.1.1 爆炸性瓦斯本身是不会自燃和爆炸的，但当和空气（氧气）以一定比例混合均匀并达到一定浓度后，遇到火源，就会燃烧和发生爆炸，给瓦斯隧道施工带来极大的安全隐患。3.1.2 渗透性

5、瓦斯的渗透性极高，扩散速度快，其扩散性较空气高1.6倍，容易透过裂隙发达、结构松散的岩石或煤层，渗透到隧道开挖空间里。3.1.3 不稳定性瓦斯在煤体和围岩中以游离状态和吸着状态存在。两种状态的瓦斯是处在不断变化的动平衡中，当温度、压力等外界条件变化时，平衡就被打破。压力升高温度降低时，部分瓦斯将由游离状态转化为吸着状态，反之，压力降温度升时，又会有部分瓦斯由吸着状态转化为游离状态。3.1.4 窒息性瓦斯无毒、无色、无味，但不适合呼吸。瓦斯浓度升高，空气中氧气浓度急剧下降，会引起人员窒息。煤矿许多瓦斯伤亡事故中，有很大部分是瓦斯窒息造成的。3.1.5 水溶性瓦斯在水中的溶解度取决于温度、压力和含

6、盐量。压力越大，溶解度越高，瓦斯隧道发生突水、涌水时，随着地下水压力降低，也有可能急剧释放瓦斯。3.2 瓦斯爆炸的必要条件瓦斯爆炸必须具备三个条件：一定的瓦斯浓度，一定温度的引火源和足够的氧气。3.2.1 瓦斯浓度瓦斯爆炸是有一定的浓度范围的，在新鲜空气中，当甲烷浓度低于5%界限时，遇火不爆炸，但能在火焰外围形成燃烧层；浓度高于16%界限时，在遇火源时不爆炸也不燃烧。一般情况下，瓦斯在空气中的浓度为5%16%时，才可能发生爆炸。当然，瓦斯的爆炸界限不是固定不变的。当瓦斯中混入某些可燃性气体时，不仅增加了爆炸性气体的总浓度，而且会使瓦斯爆炸的下限降低。当隧道（或矿井）空气中含有煤尘时，也会使瓦斯

7、的爆炸下限降低，增加爆炸的危险性。此外，瓦斯混合气体的初温越高，爆炸界限就越大。所以，当隧道（矿井）发生火灾时，高温会使原来不具备爆炸条件的瓦斯发生爆炸。但如有惰性气体混入，可在一定程度上降低瓦斯爆炸的危险性。少量加入惰性气体可缩小瓦斯爆炸界限，多量加入甚至能使瓦斯混合气体失去爆炸性。3.2.2 引火源瓦斯爆炸的第二个必要条件是高温火源的存在。一般，瓦斯的引火温度为650750左右。明火、煤炭自燃、电气火花、炽热的安全灯网罩、吸烟、甚至撞击或摩擦产生的火花等，都足以引燃瓦斯。不同浓度的瓦斯引火温度不同，高温也可能引燃低浓度的瓦斯。由于瓦斯的热容量很大(约空气的2.5倍)，当其遇火后并不立即发生

8、反应，需要迟延一个很短的时间后才能燃烧和爆炸，这种现象称为延迟引火现象。其延迟引火的时间称为感应期，这种现象对隧道（矿井）的安全生产有着重要作用。在使用安全炸药进行爆破时，即使爆温能高达2000 左右，但由于爆焰存在的时间极短(通常仅为千分之几秒)，不致将附近的瓦斯引爆。3.2.3 足够的氧气大量实验证明，当含瓦斯的混合气体中氧浓度降低时，瓦斯的爆炸界限随之缩小，当氧浓度低于12%时，瓦斯混合气体即失去爆炸性，即使遇到明火也不会发生爆炸。4 瓦斯隧道施工方案4.1 总体施工方案4.1.1 瓦斯隧道分类依据设计图纸某某隧道出口、柿子园隧道进口、柿子园3#横洞定性为低瓦斯工区。 4.1.2 总体施

9、工方案隧道各低瓦斯工区作业机械及电气设备按低瓦斯工况配置，使用非防爆型，相应的机械、设备需严格标识、管理。4.2 瓦斯检测与监控方案隧道各低瓦斯工区采用便携式瓦斯检测仪进行瓦斯检测、监控。4.2.1 隧道瓦斯监测的内容在施工中，对安全生产影响最大的是瓦斯(主要成分是CH4)的浓度。主要以CH4为监测对象，同时对CO、H2S及洞内风速进行监测。监测CH4、CO、H2S气体的浓度变化情况及风速变化情况。4.2.2 人工现场监测 低瓦斯工区进行人工现场监测。实行装药前，放炮前，爆破后人工进行瓦斯检查（即一炮三检查）。使得开挖过程中监测瓦斯浓度做到不间断。 （1）检测仪器：配备便携甲烷报警仪由瓦斯专职

10、监测人员携带使用。 （2）瓦斯监测的时间安排工作面的瓦斯监测连续进行，装药前，放炮前，爆破后由瓦斯专职监测人员进行监测（即一炮三检制度）。每班不少于2次。瓦斯突出危险地段或瓦斯涌出量大、变化异常地段，应设专人观测。长期停工后复工作业面、处理塌方的工作面，必须定时检查瓦斯浓度。 （3）瓦斯监测人员培训瓦斯监测人员在进入工地前进行专业培训，培训期为一个月，培训内容为瓦斯的性质和危害，国家有关法规知识，瓦斯隧道安全施工知识，检测技术，通风技术，灾害防治技术和急救知识，考核合格后上岗。 （4）测试数据的纪录分析每班的瓦斯监测数据必须做好纪录，并绘制瓦斯浓度变化曲线，对累计的测试数据进行分析，推断瓦斯涌

11、出的变化趋势。 （5）瓦斯测试仪器的校准标定所有瓦斯监测仪器必须经过国家规定的计量鉴定部门进行定期校准标定，否则不得使用。 （6）加强关键工序的瓦斯检测在一个施工循环中，瓦斯含量增加幅度最大的工序，是在凿眼过程中和放炮之后。因为炮眼可能成为与前方瓦斯层的连接通道，瓦斯沿炮眼很容易泄露到工作面乃至整座隧道；而放炮之后，由于突然揭露出大面积的新鲜岩层，有可能使封闭的含瓦斯地层逐渐解放乃至完全暴露，致使瓦斯沿围岩裂隙缓慢渗漏乃至大量涌出。因此，加强凿眼过程中及装药前和放炮后的瓦斯检测至关重要。当工作面风流中瓦斯浓度达到0.5%时，停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 （7）加强重点部位的瓦斯检测

12、由于瓦斯比空气轻，而且有很强的扩散性，当隧道风速小到一定程度（通常认为风速小于1.0m/s时，瓦斯将游离出来，并在隧道顶层和死角处聚积，局部有可能达到爆炸浓度。因此，风速变小处是检测的重点，主要重点部位为：开挖工作面风流、回风流中，隧道总回风流中；局扇及电气开关前后10米的风流中；作业台车和机械、电动机及其开关、爆破地点附近20米内的风流中；隧道拱顶、脚手架顶、台车顶、隧道顶部超挖形成的空洞中；隧道洞室中（如综合洞室、变压器洞室）和断面变化处。每个检测点应设置明显的瓦斯记录牌，每次检测结果应及时记录在瓦斯记录本和记录牌上，并逐级上报。4.2.3 瓦斯检查制度严格执行煤矿安全规程瓦斯检查的有关条

13、款规定。 （1）瓦斯检查人员要早进班，晚出班，实行掌子面交接班制。瓦斯检查人员有事必须提前两小时向安全总监请假，未经容许不得擅离工作岗位，造成空班漏检。 （2）瓦斯检查人员必须跟班检查，作业前，作业时，下班前都必须检查到位。 （3）瓦斯检查人员必须执行巡回检查制度，坚持一炮三检制度。 （4）瓦斯检查人员必须经常检查和校正手持瓦检器，保证瓦检数据的真实性。 （5）建立瓦斯检查登记制度，定期汇报制度。当掌子面瓦斯浓度大于或等于0.5%时，瓦检人员有权命令作业人员停止施工，并组织人员撤离掌子面至安全地点避险。4.3 瓦斯超前预报方案施工中采取定性预测（地质调查）和洞内超前钻孔预测预报，并采用相关仪器

14、进行预测预报，以防止瓦斯突出、原油及有害气体溢出等不良地质灾害的发生。4.3.1 定性预测采用地貌、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瓦斯（天然气）、原油及有害气体等。4.3.2 洞内超前钻孔预报预探在隧道开挖面布置超前钻孔，对前方及隧道周边短距离的地质进行预探，钻孔方向呈放射状延伸到隧道周边外，若遇瓦斯、原油及有害气体溢出段，则应加强对各项施工措施的施工准备工作。 （1）超前钻孔超前地质钻2孔。详细记录岩芯资料，并测瓦斯压力浓度。如遇地质岩

15、性明显变化，或随着向前掘进瓦斯浓度升高梯度变大时，不论是否为设计高瓦斯地段，均应加强超前钻孔探测。以防瓦斯突出及大量有害气体冒出。采用液压钻机（ZDY3200S）钻孔，钻孔孔径108mm，各循环搭接长度不少于5m。 （2）加深炮眼加深炮眼5孔，每孔长36m，加强瓦斯的探测及瓦斯的排出。如具有煤与瓦斯突出危险性应及时提出，以修正和调整施工方案，可采用钻孔排放，抽放瓦斯，强力通风，水力冲孔、钢架支护等技术措施，将突出危险性降至安全指标内。4.3.3 钻孔探测内容主要针对有害气体，在设计图纸提供的地质资料基础上预报隧道可能遇到瓦斯、天然气等有害气体情况，探测掌子面前方有害气体浓度及变化情况。根据地质

16、预报分析瓦斯影响范围，提出瓦斯治理措施建议，并提交瓦斯超前钻孔探测报告。4.3.4 钻孔揭示的地质情况判定及特殊情况处理 （1）对钻孔揭露的地质情况由地质技术人员进行现场记录，必要时进行相关的试验、测试以判定施工前方的地质情况。 （2）瓦斯气体判定：在地质超前预报期间，对钻孔附近、钻孔内、掌子面及附近20m范围内的冒落空洞处、隧道顶部隅角处等重点部位进行瓦斯浓度检测。 （3）当超前钻孔孔口处实测瓦斯压力大于0.15MPa且小于0.74MPa时，加强通风；当实测瓦斯压力大于0.74MPa或单孔瓦斯涌出量大于5L/min时，应停工，采取措施降低瓦斯压力。若24h内瓦斯压力值未降低，则应封孔上报监理

17、、业主及设计院另行处理。在涌出口附近增设钻孔数量，以释放瓦斯、天然气等有害气体。 （4）当钻孔揭示隧道将穿过油砂岩，开挖工作面出现下列征兆时，应立即报警，停止工作、切断电源、撤出人员，提出处理：瓦斯浓度忽大忽小，工作面温度降低，闷人，有异味等；开挖工作面地层压力增大，鼓壁，深部岩层破裂声明显、掉碴、支护明显变形；钻孔时有顶钻、夹钻、顶水、喷孔等动力现象。4.3.5 填报记录预报发现地质情况发生变化时，即刻以口头或书面的形式向架子队和项目部报告，当每次完成地质预报工作后，应在规定时间向架子队和项目部提供相应资料。并填写以下记录： （1）隧道地质超前钻探钻孔记录表 （2）隧道加深炮孔探测记录表 （

18、3）隧道掌子面地质素描图 （4）隧道超前地质钻孔柱状图4.4通风方案4.4.1施工通风本标段某某隧道、柿子园隧道各个工作面均采用压入式通风。现以柿子园隧道1#横洞为例计算通风。4.4.2柿子园隧道1#横洞通风方案 （1）第一阶段通风柿子园隧道1#横洞通风方案分为三个阶段，第一阶段为进入横洞开挖的通风，采用压入式通风，通风示意见图。图 第一阶段施工通风示意图 （2）第二阶段通风横洞开挖结束，进入正洞出口方向段施工，各工作面施工通风示意见图。图 第二阶段施工通风示意图 （3）第三阶段通风横洞出口段施工完后，进行进口方向施工，施工通风示意见图。图 第三阶段施工通风示意图4.4.3施工通风控制条件根据

19、铁路隧道施工规范（TB10204-2002）中的规定，隧道在整个施工过程中,作业环境应符合下列卫生及安全标准:隧道内氧气含量：按体积计不得小于20%。粉尘允许浓度：每立方米空气中含有10%以上游离二氧化硅的粉尘为2mg；含有10以下游离二氧化硅的水泥粉尘为6mg；二氧化硅含量在10以下，不含有毒物质的矿物性和动植物性的粉尘为10mg。有害气体浓度：一氧化碳不大于30mg/m3，当施工人员进入开挖面检查时，浓度为100mg/m3，但必须在30min内降至30mg/m3；二氧化碳按体积计不超过0.5;氮氧化物（换算为NO2）5mg/m3以下。洞内温度：隧道内气温不得超过28，洞内噪声不得大于90d

20、B。min.kw：隧道施工时供给每人的新鲜空气量不应低于3m3/min，采用内燃机械作业时供风量不应低于3m3/(min.kw)。洞内风速要求：全断面开挖时不小于0.15m/s，在分部开挖的坑道中不小于0.25m/s，均不应大于6m/s。4.4.4通风量计算 （1）概况及计算依据通风量计算按新鲜风从洞外压入掌子面，具体计算依据铁路隧道施工规范。按洞内同时作业的最多人数所需要的新鲜空气，计算出Q1；规定时间内稀释一次爆破使用最多炸药量所产生的有害气体到允许的浓度，计算出所需的风量Q2；根据不同的施工方法，按坑道内规定的最小风速，计算出所需的风量Q3；当隧道内采用内燃机械时，按施工作业隧道内的内燃

21、设备总功率，计算出所需的风量Q4。按上述方法计算后，以其中最大的风值Qmax，再考虑风管的损失率，最后确定洞内所需的总供风量。 （2）压入式通风计算现以本标段通风长度为3024m柿子园隧道1#横洞工区为例进行通风方案的设计。1)按洞内同时作业的最多人数计算:Q1=qmk式中：q洞内每人每分钟所需新鲜空气，取3m3/minm洞内同时工作的最多人数，正洞取50人k风量备用系数，取1.15Q1=3501.15=173（m3/min）2)按洞内同一时间爆破使用的最大炸药量计算风量:式中：t通风时间，取40min。 G同一时间起爆总药量（kg），根据钻爆设计取G=280.64kg。A掘进断面面积，按级断

22、面121.7m2计算。淋水系数，取0.8b炸药爆炸后有害气体生成量，取40LkgL通风长度或临界长度（L），通风长度由施组中设计进度确定，临界长度用公式L12.5GbKAP2计算（式中K为紊流系数，取0.65）。P通风管漏风系数，按百米漏风率（P100）通风管1.5m取1.2%。 则：P2=(1P100L/100)-1=(1-1.2%3024/100) -1=1.3临界长度L用下式确定计算：L=12.5GbK/(AP2)=12.5280.64400.65/(121.71.3)=576m当LL时，使用L来计算风量，当LL时使用L来计算风量，本项目中LL应采用L来计算。所以：Q2=(2.25/40

23、)280.64（121.7576）20.840/1.31/3=1403（m3/min）3)按允许平均风速计算风量Q360AV式中：Q3计算风量，m3/min；A最大断面，121.7m2；V洞内允许最小风速，0.25m/s。则：Q360121.70.251826m3/min4)按内燃机械设备总功率核算洞内每个掌子面内的通风量由于内燃机的制造型号、结构、燃料、负荷等因素确定，本工程洞内按每KW供风量不小于3m3/min进行计算。即Q4=niS式中：ni洞内同时使用内燃机作业的总KW数；S洞内同时使用内燃机每KW所需风量，取3m3/min计算；洞内每个掌子面使用的内燃机按2台斯太尔自卸汽车(206K

24、W)、1台装载机（160 KW）和一台挖掘机（103 KW）计算，总功率为2206160+103=643KW。Q4=niS=6753=2025m3/min5)最大风量确定由前面计算结果知：Qmax=Q4=2025（m3/min）。则Q供=KPQmax，其中K为高原修正系数，不受影响，取K=1；P通风管漏风系数，根据前面计算结果P=1.3Q供=KPQmax=11.32025=2633（m3/min）6)通风阻力管道摩擦阻力（h摩） 式中：L管道长度（m）；Q面 掌子面风量（m3/s）；Q供 风机供风量（m3/s）；d风管直径（m）；风管摩擦阻力系数，根据经验取0.0006。h摩=6.50.000

25、6200018262633(1.353600) =2777(Pa)h全=1.15h摩=1.152777=3194(Pa) 7)风量计算结果根据计算，得出柿子园隧道1#横洞及其他各工区风压表见表。表 各隧道工区风量表位置通风长度mQ1 (m3/min)Q2 (m3/min)Q3 (m3/min)Q4 (m3/min)Qmax (m3/min)Q供(m3/min)工作风压Pa某某隧道进口1565155193018262025202523991201某某隧道出口1450138199618261500199624151147柿子园隧道进口1404173202818261500202824341137柿

26、子园隧道1#横洞3024173118518262025202526333194柿子园隧道2#横洞2710207133318262025202529972698柿子园隧道3#横洞3410173102218262025202534223877 （3）风机配置原则通风机型号的选择主要考虑以下三个条件：通风机产生的风量不能小于理论计算风量；通风机直径与选取通风管直径不能差别太大；风机全压值管道总阻力（工作风压）。由以上三个条件确定柿子园隧道1#横洞所需风机1台(设局部扇风引风排流)。其余工区所需风机数量见表。表 风机配置表工区风机型号风机台数备用台数风管长度（m）功率直径1.5m（KW）某某隧道进口D

27、T-125111565110某某隧道出口DT-160111450132柿子园隧道进口DT-160111404132柿子园隧道1#横洞DT-125113024320柿子园隧道2#横洞DT-125112710320柿子园隧道3#横洞DT-125113410320 （4）通风管道安设风管采用1.5m的优质通风软管。单节长度20m，拉链式连接，风管布设在正洞边墙上，安装风管前，先按5m间距埋设吊挂锚杆，并在杆上标出吊线位置，用细钢丝绳拉紧并焊固在锚杆上，然后吊线挂上风管，这样可使风管安装达到平、直、稳、紧，不弯曲、无褶皱，减少通风阻力。4.4.5通风管理施工通风管理水平的高低是影响通风效果的关键因素之

28、一。如果通风管理不善。将使工作面得不到足够的新鲜空气，沿途污浊空气不能及时排出洞外，达不到通风的效果。以“合理布局，优化匹配，防漏降阻，严格管理，确保效果”二十字方针，作为施工通风管理的原则，强化通风管理。具体就是：以长代短，减少接头数量；以大代小，在净空允许的条件下，尽量采用大直径风管；以直取弯，减少风阻。设立通风作业小组，作业人员进行通风值班，确保按要求通风以及及时关闭有关风门，防止漏风、窜风。风管用WSFG型软管，它具有防水、阻燃、抗静电性能。风管吊挂必须做到平、直、稳、紧，确保在水平面上无弯曲，风管无皱褶，无扭曲。为保证通风畅通，防止通风管被破坏，把通风管吊挂于正洞边墙上，并高于洞内行

29、走机械的高度，吊挂风管的缆索要拉平、拉紧；锚杆要打牢、矫直；风管上的吊环间距要设置均匀，做到无一缺损和无一漏挂。风筒与风机连接处采用30m长铁皮变径导风筒与软式风筒连接；在工作面风筒末端也增加一节10m长铁皮风筒，防止爆破时破坏风筒；风筒经过衬砌地段时，在风管外设铁皮筒保护，确保管路畅通。通风机安装必须稳固，通风方向与施工前进方向一致。通风机与风管使用要做长远规划，避免反复安装。通风设备要定时检修和保养，平时有一台性能良好的通风机备用，如果隧道通风机突然损坏可随时更换，以确保通风系统时刻处于良好状态，改善施工环境。做好风机用电计划，避免后期电压降太大，不能满足要求。4.5 管线布置隧道按钻爆法

30、组织施工，低瓦斯地段采用无轨运输方案，隧道施工实行平行流水作业，衬砌紧跟。施工过程中将超前地质预报、监控量测纳入工序管理。洞内“三管两线”按要求布设，作好洞内排水、洞内路面清理及道路维护，加强洞内通风。4.6 瓦斯隧道施工技术要求及方法、工艺4.6.1 施工原则根据铁路瓦斯隧道技术规范、煤矿安全规程有关规定进行施工，为确保施工安全，瓦斯隧道施工的基本原则是：加强管理、强化意识，消除隐患；严格检测、提前预测，随时掌握瓦斯含量，动态调整施工工艺；加强通风、严管火源，降低瓦斯浓度。同时应采用远距离定点撤人放炮，严格贯彻执行短进尺,弱爆破、超前固结灌浆、强支护，勤监测，快封闭、二衬紧跟的隧道施工原则。

31、4.6.2 施工方法工艺级围岩采用台阶法开挖,级围岩采用台阶法开挖,级围岩采用三台阶临时仰拱法开挖。开挖循环进尺控制在0.63.0m，保持每次开挖面积小，瓦斯溢出量不大，开挖轮廓能够迅速得到支护。工艺流程详见下图：质量验收设定瓦斯工区瓦斯工区施工设计瓦斯工区掘进施工瓦斯工区初支防水层及二衬效果检验围岩量测及瓦斯监测通风设计管线电路设计钻爆设计初期支护设计二衬设计围岩量测设计瓦斯监测设计围岩量测及瓦斯监测瓦斯隧道地段施工程序4.6.3 开挖方案4.6.3.1 设计原则炸药采用煤矿许用炸药，低瓦斯工区使用安全等级不低于一级的煤矿许用炸药，采用电力起爆，并使用煤矿许用电雷管，最后一段的延期时间不得大

32、于130ms。采用炮泥封堵，炮泥采用水炮泥和黏土炮泥。爆破网路和连线采用串联连接方式，连接接头相互扭紧，明线部分包裹绝缘层并悬空，母线与电缆、电线、信号线分别挂在巷道两侧，同侧时，母线挂在电缆以下不少于0.3m，母线采用绝缘母线单回路爆破，严禁将瞬发电雷管与毫秒点雷管在同一串联网络中使用。钻爆参数：通过爆破试验确定爆破参数，试验时参照下表。光面爆破参数表岩石种类周边眼间距E（cm）周边眼最小抵抗线W（cm）相对距E/W周边眼装药参数（kg/m）硬岩506570850.81.00.30.35中硬岩406060750.81.00.20.3软岩355040600.50.80.070.15掏槽方式：正

33、洞及辅助坑道开挖采用斜眼掏槽。4.6.3.2 钻爆设计（1）爆破用品选择柿子园隧道进口及3#横洞、某某隧道出口低瓦斯工区使用一级煤矿许用乳化炸药，规格为32mm；雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管，防爆起爆器起爆。（2）装药结构与堵塞周边眼采用32mm药卷间隔装药，采用导爆索装药结构，用竹片和导爆索连接，在炮眼底装入一个水袋，周边眼用炮泥堵塞前装1-2个水袋，其余炮眼装一个水袋，水袋采用封口机封口。其它炮孔均采用32mm药卷，连续装药。装药过程中保护好雷管脚线、导火线或导爆管；专人检查记录装药情况，剩余的起爆器材交回炸药库；装药时无烟火；照明采用36V安全电压。装药后用炮泥对炮孔进行堵塞，炮眼堵塞

34、长度不少于30cm，炮泥采用炮泥机生产。 水压爆破装药结构图 双线隧道级围岩爆破综合技术经济指标项目开挖断面（m2）预计进尺（m）爆破实方（m3）炮孔个数钻孔延米炸药用量（kg）比钻眼数（m/m3）比装药量（kg/m3）上断面数量67.43.0202.2143465.7221.252.31.09下断面数量48.133.0144.3970226.3110.851.570.77双线隧道级围岩爆破综合技术经济指标项目开挖断面（m2）预计进尺（m）爆破实方（m3）炮孔个数钻孔延米炸药用量（kg）比钻眼数（m/m3）比装药量（kg/m3）上断面数量69.672.4167.21171454.7235.05

35、2.721.41下断面数量50.442.4121.0674195116.11.610.96 双线隧道级围岩爆破综合技术经济指标项目开挖断面（m2）预计进尺（m）爆破实方（m3）炮孔个数钻孔延米炸药用量（kg）比钻眼数（m/m3）比装药量（kg/m3）上断面数量27.981.233.576111160.852.054.791.55中断面数量43.591.252.3087010133.61.93 0.64下断面数量53.591.264.308110160.484.452.491.31 双线隧道、级围岩台阶法开挖炮眼布置示意图4.6.4 钻爆作业4.6.4.1 钻爆作业技术要求（1）瓦斯工区钻孔作业

36、必须采用湿式钻孔，作业地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到0.5%时，必须停止钻孔作业。（2）采用光面爆破，减少岩面坑洼不平造成局部瓦斯积聚。（3）瓦斯工区装药与爆破作业应符合下列规定：爆破地点20m内，风流中瓦斯浓度必须小于0.3%;爆破地点20m内，矿车、碎石、煤碴等物体阻塞开挖断面不得大于1/3;通风应风量足，风向稳，局扇无循环风；炮眼内煤、岩粉应清除干净；炮眼封泥不足或不严不应进行爆破。（4）瓦斯工区的爆破作业必须采用煤矿许用炸药，并符合以下要求：低瓦斯工区岩层掘进，应使用安全等级不低于一级的煤矿许用炸药；低瓦斯工区揭煤或煤层、半煤层掘进，应使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药；煤或瓦斯

37、突出地段爆破应使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。（5）瓦斯隧道工区必须采用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管起爆，并应使用防爆型起爆器起爆，不应使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，从起爆到最后一段的延期时间不得大于130 ms。（6）瓦斯工区所有炮眼必须进行填塞封泥，填塞材料为粘土、砂或粘土与砂的混合物等不燃性材料，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮泥。炮孔堵塞长度应符合相关要求：（7）装药与起爆前，应测定工作面及其20m以内的所有巷道和起爆站的瓦斯、油蒸气浓度。并应清除工作面及其20m以内的各作业面底板上的石油，并覆盖砂子。（8）有轻石

38、油和瓦斯强烈喷出的炮孔，不应装药爆破；只有少量滴状石油析出的炮孔，装药前应仔细清除油滴。（9）爆破网路和连线，必须符合下列要求：必须采用串联连接方式。线路所有连结接头应相互扭紧，明线部分应包覆绝缘层并悬空。母线和连线不得与轨道、金属管等接触。母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧，若必须在同一侧时，母线必须挂在电缆下方，并应保持0.3m以上间距。母线应采用具有良好绝缘性和柔软性的铜芯电缆，并随用随挂，严禁将其固定。母线的长度必须大于规定的爆破安全距离。必须采用绝缘母线单回路爆破。严禁将瞬发电雷管与毫秒电雷管在同一串联网路中使用。（10）一个开挖工作面不得同时使用两台及以上起爆器起爆。（1

39、1）爆破作业现场应有专人监护。（12）在低瓦斯工区进行爆破作业时，爆破15 min后应巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、瞎炮、残炮等情况，遇有危险必须立即处理。在瓦斯浓度小于0.3%，二氧化碳浓度小于1.5%，解除警戒后，工作人员方可进人开挖工作面工作。4.6.4.2 爆破效果检查及优化超欠挖检查；开挖轮廓圆顺，开挖面平整检查；爆破进尺是否达到爆破设计要求；爆出石碴块是否适合装碴要求；炮眼痕迹保存率，硬岩80，中硬岩60，并在开挖轮廓面上均匀分布；两次爆破衔接台阶不大于10cm。每次爆破后检查爆破效果，及时修正爆破参数，提高爆破效果，改善技术经济指标；根据岩层节理裂隙发育、岩性软硬情况，修正

40、眼距，用药量，特别是周边眼；根据爆破后石碴的块度修正参数。根据爆破振速监测，调整单响起爆炸药量及雷管段数；根据开挖面凹凸情况修正钻眼深度，爆破眼眼底基本上落在同一断面上。4.6.4.3 爆破施工安全注意事项在低瓦斯工区和高瓦斯工区进行爆破时，爆破15min后应巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、瞎炮、残炮等情况，遇有危险必须立即处理。在瓦斯浓度小于0.3%，二氧化碳浓度小于1.5%，解除警戒后，工作人员方可进入开挖工作面工作。做好高瓦斯地段超前探孔工作，分析岩层岩性，掌握并收集探孔施工过程中的瓦斯动力现象。在瓦斯突出工区施工时，应在开挖掌子面打设瓦斯测压孔，分析岩性，标定突出瓦斯准确位置，掌握

41、其赋存情况及瓦斯状况。4.6.5 支护 （1）隧道初期支护采用湿喷混凝土施工工艺，设备选用TK600型湿喷机。 （2）砼搅拌时注意：水泥、气密剂及砂先干拌1.52min，再加入碎石、水搅拌1.5-2min。 （3）钢筋、钢架应采用螺丝、套筒或钢丝绑扎连接，不得进行电焊、气焊、喷灯焊接、切割等工作。特殊情况下不得不焊接、切割时，必须遵守动火有关规定，制定安全措施，设专人进行检查、监督。在焊接、切割等工作点前后各20m范围内，无可燃物，风流中瓦斯浓度不得大于0.3，并检查证明作业地点附近20m范围内隧道顶部、支护背板后无瓦斯积存，在作业点至少配2个灭火器、一个供水阀门，经专人检查同意后方可进行作业

42、，作业完成后由专人检查确认无残火后方可结束作业，作业完成后应浇水喷洒，并观察1小时。 （4）钢拱架备顶备帮不得使用木板、片石，必须使用砼预制板、型钢、钢板。充填料必须使用同标号混凝土。 （5）加强顶板管理，坚持敲帮问顶，及时清除浮渣，对松散体及时进行注浆固结，以防倾出造成垮帮垮顶。 （6）台车上作业前必须先进行瓦斯浓度检测，达标后人员方可作业。 （7）作业台车及相关机电配件必须符合防爆要求，作业时严格执行防火要求。4.7防瓦斯突出方案4.7.1 总体原则 （1）在施工过程中对瓦斯异常涌出或有突出危险段应严格按照煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定和有关规定实施防治煤(岩石)与瓦斯突出管理执行。

43、（2）根据超前探测钻孔施工情况、瓦斯压力和流量，参照铁路瓦斯隧道技术规范6.2.4条之规定“钻孔过程中出现顶钻、卡钻及喷孔等动力现象时，应视该开挖工作面为突出危险工作面”，结合地勘地质报告情况，确定是否有异常涌出和突出危险。 （3）结合煤矿现有防治预防煤(岩石)瓦斯突出的经验，按我国防治煤与瓦斯突出实施细则要求，预防煤(岩石)瓦斯突出应采取“四位一体”防突综合措施，包括：突出危险性预测；防治突出措施；防治突出措施的效果检验；安全防护措施。见后附“瓦斯及有害气体控制作业流程图”。4.7.2 突出危险性预测 （1）突出危险性预测指标参照煤矿防治煤与瓦斯突出规定、铁路瓦斯隧道技术规范及设计的有关规定

44、，结合隧道地质及瓦斯具体特点，采用以瓦斯压力P值及单孔每分钟涌出量作为瓦斯突出危险性预测的定量指标。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。如钻孔过程中出现顶钻、卡钻及喷孔等动力现象时，应视该开挖工作面为突出危险工作面。 （2）突出危险性预测手段采用地质雷达和电磁辐射技术预测物探方法初步预测工作面突出危险性，再采用钻探方法实施防突措施。根据现场实际情况，采用超前钻孔方法预测工作面突出危险性，预测前方出现煤与瓦斯异常涌出或突出的可能性。预测孔超前安全距离保持10m以上，严禁超掘。根据本项目隧道地质构造结构、瓦斯特点及现场实际情况，如钻孔预测瓦斯压力值大于0.74MPa或单孔每分钟涌出量超过5L，则应视为该工作面有突出危险，应实施防治突出措施。 （3）防治突出措施采用钻孔排放方案处治煤与瓦斯突出。瓦斯排放(检验)钻孔到超前探测钻孔的距离不大于2m，瓦斯排放效果检验采用与预测相同的方法。 （4）防治突出措施的效果检验在钻孔排放瓦斯实施后，必须进行效果检验，以确认防突措施是否有效。对于采用钻孔排放瓦斯的地层,在排放一定时间（15-30天）后,由隧道上半断面掌子面打检验孔,检验孔孔底应位于排放瓦斯范围内,在排放钻孔之间（最少应打两个）,采用与预测孔相同方法测定。检验结果其中有任何一项指标超标，或在打检验孔时发