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=1/2V2

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，孔距不大于排放实施肋突掩护位置：距煤层10m岩柱的工作面探测：煤层底板位置钻孔数：2个第三次第二次1、地质取芯孔2、探清有无喷孔1、探清煤层底板2、测压超前探孔大角度超前探孔煤层底板（探测10m岩柱位置）（适用缓倾斜煤层）煤层效果检验第四次位置：距煤层5m岩柱的工作面探测：煤层倾角、厚度、走向等钻孔数：3个位置：距煤层2m岩柱处探测：距煤层1.5m岩柱的位置钻孔数：2个揭煤施工（防止煤层变化钻穿煤层）（探清1.5m岩柱位置）在2.0m岩柱前用风钻钻探孔（边钻边探）煤层顶板位置：距煤层垂距10m以外探测：10m岩柱的位置钻孔数：1个第一次半径的二倍；

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