1、1 隧道基本状况1.1 交通条件金竹山隧道出口位于新华镇泥溪村十组宗厂沟与洞子沟交汇处,仅有人行小道与3.5 Km外机耕道相通,交通极为不便,道路经改选后,道路已基本满足施工需要。1.2地形地貌隧址区为呈北西南东向展布构造溶蚀、剥蚀低中山地形,最高点为金竹山,海拔标高1060.30m ,最低点宗厂沟,海拔标高600.30m,相对高差460m,普通海拔标高600900m。地形地貌受地层岩性和地质构造控制,在碳酸盐岩、泥岩和断层破碎带分布区多形成宽缓溶蚀、剥蚀槽状地形,在砾岩、砂岩分布地带常形成鳍脊陡坡、悬崖。区内自然斜坡坡角普通2540,局部为高3050m悬崖、陡壁,横坡达6080。1.3 地层
2、岩性 隧址区出露、揭露地层为新生界第四系全新统松散层和中生界侏罗系下统、三迭系上、中统基岩地层。1.4地质构造测区位于NW向大巴山陷褶束南西侧固军坝复背斜与NE向川北台陷川东陷褶束黄金口背斜交汇处。金竹山隧道位于NW向构造南西侧固军坝复背斜北西倾伏端。NE向构造黄金口背斜于石缸坪一带与固军坝背斜呈大角度相接,并与NW向构造复合、叠加,构造迹线转为NNE,形成较为复杂构造地带,其上横跨了一组次级背、向斜,沿轴部发育了一条次级断裂(F1)。1.5水文地质条件依照地下水赋存条件、性质和各含水层构成岩性、储水空隙特性、地下水补、迳、排条件等,测区地下水划分为松散堆积层孔隙水,基岩孔隙、裂隙水,裂隙、岩
3、溶水,岩溶水类型和含水岩系。场地属剥蚀、溶蚀构造低中山区,位于中河和其一级支流泥溪河间分水岭地块内,处在由烂田沟、候家沟、宗厂沟所围限地块中,分属于烂田沟、候家沟、宗厂沟水文单元。隧道除出口段位于地下水位如下外,别的地段均处在饱水带中。1.6 不良自然地质现象场地内不良地质重要有岩溶、矿洞、煤层、瓦斯、小煤窑。岩溶发育于巴东组地层中,煤层、瓦斯、小煤窑、矿洞分布于须家河组、白田坝组地层中。1.6.1 岩溶(1)地表岩溶地表岩溶重要发育于场地内巴东组一、三段地层中,巴东组二段地层岩性以页岩为主,虽候家沟、烂田坝沟沟谷呈槽状,系为剥蚀成因,其岩溶不发育,仅在局部地段以岩埂、溶孔、溶隙形态出露于地表
4、或隐伏地下。巴东组一、三段中地表岩溶地貌形态重要以石芽、溶沟、槽谷为主。(2)地下岩溶地下岩溶重要发育于场地内巴东组一、三段地层中,岩溶形态重要为溶孔、溶隙、落水洞、溶洞。(3)岩溶对隧道影响评价地表、地下岩溶重要发育于巴东组一、三段地层中,地表岩溶地貌形态重要以石芽、岩埂、溶沟、槽谷为主,地下岩溶以溶孔、溶隙、溶洞为主,未见大泉露头和暗河发育。巴东组一段出露于候家沟沟谷(左线LK63+130+200,右线K63+150+220),出露面积小,上覆巴东组二段相对隔水,补给源有限,基本上无发育大型溶洞和暗河条件。在候家沟沟谷735710m高程见有较多口大洞身短溶洞发育,均为干溶洞灰岩,个别溶洞大
5、雨时有少量地下水流出,系就近补给,就近排泄,无远地岩溶水补给。LK63560R20钻孔于孔深120.08121.78m(高程686.58684.88m)发生掉钻,应系已被碎屑物充填有地下水活动溶隙。巴东组三段见有少量竖井、溶洞发育,但场地内出露面积小,位于斜坡上,无汇集地表水洼地、沟谷、漏斗地形,已无把地表水大量汇集并转入地下功能,CK65900R55钻孔也只揭露溶孔发育,钻探循环水无大量和突然漏失现象,表征场地内地下深部岩溶无大型管道发育。场地岩溶属中档发育。场地属金竹山水文地质单元地下水源头补给区,岩溶水除隧址区降雨补给和近邻地下水补给外,无远地地下水补给条件,但隧道处在地下水浅部饱水带中
6、,地下水循环交替强烈,在隧道通过碳酸岩段仍有小型岩溶管道发育,存在涌、突水危险和断层带处突岩屑、泥现象。在隧道通过候家沟沟床处,除隧道易坍塌冒顶外,也易发生沟水突然涌入隧道潜在危险。1.6.2煤层、瓦斯及小煤窑1)煤层、瓦斯及小煤窑分布状况场地内含煤地层为三叠系上统须家河组、三叠系下统白田坝组地层,其中须家河组五段为重要含煤段,其他含煤少量或不含煤。(1)须家河组一段(T3xj1)煤层分布不稳定,重要以薄层或透镜体状分布,煤质为烟煤。在新华铁矿碎石公路旁实测地质平面时在其顶部碳质页岩中夹有煤线和最厚达10cm薄煤层。在K64+300R180m处见一煤窑,起洞于砂岩边,煤洞已于被炸毁.。据调访,
7、该煤层厚约0.20.30m,开采深度约10m,洞向为N355,仅开采过几吨煤,且煤质差,同步,该煤层在冲沟边突然折断,为须家河组一段与二段以断层接触露头。(2)须家河组二段(T3xj2)在K63+850L120m机耕道处见简易煤窑,该煤窑顺层开挖,洞口高约3.0m,用斜木支撑,挖深约10余米,高约2.0m,煤层厚约0.400.60m,煤层上覆为褐黄色细砂岩,下伏为黄灰色泥质粉砂岩夹薄层粉砂质泥岩。据调访,在大炼钢铁时代,原生产队曾在LK64+200L80.0m建窑挖煤,采用顺巷斜坡自然排水和天眼通风。煤层厚薄不均,普通厚约0.20.30m,开采深度约100m,洞向约为N90,煤层尖灭停挖,现煤
8、洞坍塌,仅余洞口。(3)须家河组三段(T3xj3)场地中多见废洞,挖深浅于10.0m,但在LK63+750L400m见有偷采弃煤。据调访,该煤采于须家河组三段中,煤厚0.3m。在大店子至唐盛铁矿便道上实测L4地质剖面中于底部见有煤线和10cm厚薄煤层。(4)须家河组四段(T3xj4)见有少量废洞,其中实测L5地质剖面中见有二层厚1530.0cm厚薄煤透镜体。(5)须家河组五段(T3xj5)在烂田沟、夏家沟、刘家坡、唐盛铁矿一带分布有众多小煤窑,开采此段中烟煤。煤层厚度变化大,分布不稳定,本地农户称为凼凼煤,厚0.31.0m不等。在唐盛铁矿1#井(LK64+000L400m)实测煤层厚0.40m
9、。在唐盛铁矿2#井(LK63+900L550m)与1#井相向采掘。各煤窑均已于9月或近期被封。其中唐盛铁一带矿煤窑开采标高8251100m,1#煤洞开拓方向66,洞长约470m,洞璧潮湿、滴水,采用自然排水,鼓风机送风方式生产,井下未发生过瓦斯与煤尘自燃、爆炸,无地温异常现象,洞宽2.0m左右,厚层砂岩完整处无支护,破碎及泥、页岩处松木支护,顶、底板及侧壁均无软化膨胀现象。(6)白田坝组(J1b)白田坝组仅二段含煤,重要以煤线或薄煤夹层为主,分布不稳定,煤层厚度多不大于0.2m。据调访,隧道出口段斜坡无正规煤窑开采,仅为本地老乡顺斜坡坡表开采出露烟煤,用于合成复合肥,出口处LK65350L10
10、钻孔岩心见有煤线,在铁矿至新华碎石路旁有废弃小煤窑。综上所述,隧址区须家河组五段为重要含煤地层,须家河组其他4段及白田坝组含少量产状不稳定透镜体状薄煤。各煤窑多分布于地下水饱水带以上。测区煤层开采历史期不长,采用人工挖掘,产量低,除唐盛铁矿采用有鼓风机送风外,别的均自然或天眼通风,各煤窑均未发发生瓦斯、煤尘自燃、爆炸状况。2)煤与瓦斯对隧道工程影响隧址区内含煤地层为T3xj和J1b,分布于金竹山山岭及西南坡(地表桩号K63+850、地下桩号K64+310后来),受地质构造影响严重,褶曲、破碎带、节理较发育,封闭条件较差,煤层陡倾,厚度普通0.4m,属碎裂原生构造煤。 调查资料表白测区已开采过和
11、当前正在开采煤矿中,均未发生煤层自燃、煤尘爆炸及瓦斯突出等危害。在初、详勘钻探过程中仅在局部段揭露某些煤线或薄煤层,未遇到高压瓦斯富集带。由四川省煤炭产品质量监督捡验站对金竹山隧道区唐盛粘土矿厂进行了煤层瓦斯解吸实验,经作室内常温脱气、加热脱气、破碎脱气,得出了煤层室内脱气瓦斯含量。见瓦斯含量计算表1。表1 金竹山隧道瓦斯含量计算表唐盛拈土矿厂T3xj5煤层 煤样重量(g)瓦斯含量(ml) 吨煤瓦斯含量(m3/t)气体损失量气体解析量常温脱气量加热脱气量破碎脱气量瓦斯总含量424.96未计算未作330.86107.31846.121482.29本次样品室内脱气量(常温脱气、加热脱气、破碎脱气)
12、加上估算解吸量及损失量瓦斯总含量近似为19272965ml,按煤样重量计算吨煤瓦斯含量为4.536.98 m 3/t,含量低于10m3/t,属低瓦斯煤层。与本隧道处在同一煤系地层地质背景条件相近煤矿,仅有宣汉县河坝乡社会福利煤厂,据达州市煤矿瓦斯级别鉴定成果,该煤矿其瓦斯相对涌出量5.9m3/t.d,绝对瓦斯涌出量0.4m3/分,属低瓦斯煤层。矿井均属低瓦斯矿。煤矿和小窑从未发生过瓦斯燃烧和瓦斯爆炸事故。应用地质指标分析法,针对影响突出主控因素,选用煤层厚度、煤体构造、煤层瓦斯含量、瓦斯压力、煤层结实性系数、放散初速度、埋深、地质构造等地质指标,对隧道煤与瓦斯突出危险限度按原煤炭工业部防治煤与
13、瓦斯突出细则进行评价。地质指标鉴别见表2:表2 煤层瓦斯突出危险限度地质指标鉴别表分级煤厚(m)煤体构造瓦斯含量(m3/t)瓦斯压力(MPa)结实性系数(f )放散初速度(P)地质构造严重突出1.00糜棱煤1515复杂普通突出10.5碎粒煤碎裂煤151011510中档无突出危险0.55碎裂煤原生构造100.7410.7410简朴测区隧道煤层0.6碎裂煤原生构造5.90.74复杂对照上表各重要评判指标,综合鉴定本隧道无煤与瓦斯突出危险性。本区隧道煤层层数少、厚度小,经唐盛矿煤层采样作瓦斯含量测定,吨煤瓦斯含量近似为4.536.79m3/t(注:吨煤瓦斯含量与吨煤瓦斯涌出量大体相称),应属低瓦斯含
14、量。类比邻区煤矿(宣汉县河坝乡社会福利煤厂)瓦斯相对涌出量为5.9m3/t,矿井均拟定为低瓦斯矿井。因而综合评价金竹山隧道为低瓦斯隧道。虽然以上状况表白隧道在穿煤区发生煤与瓦斯突出也许性不大,但本隧道生烃类煤及煤系地层埋深250310m,瓦斯有一定封闭与汇集条件,瓦斯以涌出形式为主,若通风不良,施工不当,会导致瓦斯局部富集(特别是塌腔受通风不畅影响,易导致瓦斯汇集)而引起瓦斯燃烧或爆炸。该隧道按低瓦斯隧道设计,其中LK62+663LK64+142、K62+661K64+197为非无瓦斯工区,LK64+142LK65+375、K64+197K65+350段为低瓦斯工区。依照隧道左、右线地质纵断面
15、图,结合围岩级别划分段落,隧道含瓦斯段预测见表3:表3 隧道瓦斯分段预测表里程桩号含瓦斯预测左洞LK64+142LK64+167泥岩、粉砂岩,夹炭质泥岩及煤线。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。LK64+167LK64+590以厚层状中粒砂岩为主,夹细砂岩及粉砂岩,偶夹泥岩及煤线。有时夹不稳定煤透镜体,局部含瓦斯等有害气体。需加强通风。LK64+590LK64+626泥岩、粉砂岩,夹炭质泥岩及煤线。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。LK64+662LK64+692
16、为F断层带,岩石破碎,节理裂隙发育,由于断层导通了含煤地层段,构造裂隙中也许有瓦斯逸出或涌出,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。LK64+692LK65+013以厚层状中粒砂岩为主,夹细砂岩及粉砂岩,偶夹泥岩及煤线。有时夹不稳定煤透镜体,局部含瓦斯等有害气体。需加强通风。LK65+013LK65+048含煤地层段,为泥岩、泥质砂岩,粉砂岩呈不等厚互层,夹炭质泥岩及煤线。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。LK65+160LK65+218含煤地层段,为泥岩、泥质砂岩,粉砂岩呈不等厚互层
17、,夹炭质泥岩及薄煤(0.40m)。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆。LK65+240LK65+360白田坝组含煤地层段,为泥岩、泥质砂岩,粉砂岩呈不等厚互层,夹炭质泥岩及薄煤(0.40m)。受构造影响严重,其间有两条逆断层从该段通过,岩层产状变化大,岩体破碎,含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。局部破碎带瓦斯也许涌出或汇集,为瓦斯重点防护段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。右洞K64+197K64+222泥岩、粉砂岩,夹炭质泥岩及煤线。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚
18、,建议工作面采用防爆电气设备。K64+222K64+583以厚层状中粒砂岩为主,夹细砂岩及粉砂岩,偶夹泥岩及煤线。有时夹不稳定煤透镜体,局部含瓦斯等有害气体。需加强通风。K64+583K64+616泥岩、粉砂岩,夹炭质泥岩及煤线。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。K64+652K64+680为F断层带,岩石破碎,节理裂隙发育,由于断层导通了含煤地层段,构造裂隙中也许有瓦斯逸出或涌出,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。K64+680K64+998以厚层状中粒砂岩为主,夹细砂岩及粉砂岩
19、,偶夹泥岩及煤线。有时夹不稳定煤透镜体,局部含瓦斯等有害气体。需加强通风。K64+998K65+030含煤地层段,为泥岩、泥质砂岩,粉砂岩呈不等厚互层,夹炭质泥岩及煤线。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。K65+136K65+189含煤地层段,为泥岩、泥质砂岩,粉砂岩呈不等厚互层,夹炭质泥岩及薄煤(0.40m)。含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。K65+220K65+340白田坝组含煤地层段,为泥岩、泥质砂岩,粉砂岩呈不等厚互层,夹炭质泥岩及薄煤(0.40m)。受
20、构造影响严重,其间有两条逆断层从该段通过,岩层产状变化大,岩体破碎,含瓦斯等有害气体,属低瓦斯工区段。局部破碎带瓦斯也许涌出或汇集,为瓦斯重点防护段。需加强通风,及时支护防坍塌防瓦斯集聚,建议工作面采用防爆电气设备。因隧址区岩体破碎,煤系地层中瓦斯可随裂隙迁移,隧道除在须家河组、白田坝组地层中加强超前预报,加强监测、通风,及时支护、封闭,在低瓦斯工段采用防爆设备外,在巴东组三段地层中也应加强通风、监测。1.8 出口段状况金竹山隧道出口段左线起止里程LK64+00065+375,长度1375m,右线起止里程K64+00065+348,长度1348m,设计为低瓦斯隧道,其中LK64+142LK65
21、+375、K64+197K65+350段为低瓦斯工区,别的为非瓦斯工区。开挖断面94m2,出口施工方向为+2.5%上坡。依照围岩状况,采用全断面、上下台阶、三台阶等办法开挖,格栅拱锚喷初支、钢筋混凝土二衬。2 编制根据(1)煤矿安全规程(2)铁路瓦斯隧道技术规范(3)防治煤与瓦斯突出细则(4)煤矿安全技术操作规程(5)勘察资料及设计文献(6)施工组织设计3 瓦斯工区级别划分及拟定办法隧道按瓦斯涌出状况,分为非瓦斯工区、低瓦斯工区、高瓦斯工区和煤与瓦斯突出工区。在隧道施工过程中,将及时依照检测成果对所施工工区瓦斯级别进行动态划分。 3.1 非瓦斯工区在正常通风条件下,经瓦斯检查员检查隧道内任意地
22、点瓦斯浓度为0,瓦斯涌出量为0,即为非瓦斯工区。已安装瓦斯监控系统隧道还应对瓦斯监控系统监测成果与瓦检员检测成果进行对比。非瓦斯工区施工期间,瓦检员应按操作规程检查瓦斯,即及时进行“一炮三检”,每8小时进行隧道内瓦斯巡回检查次数不少于3次,以便及时掌握瓦斯状况,当发现隧道内有瓦斯涌出时,及时告知关于部门,以便采用相应办法。3.2 低瓦斯工区隧道有瓦斯涌出,经瓦斯检查和风量测定,计算出瓦斯涌出量不大于0.5m3/min,即鉴定为低瓦斯工区。已安装瓦斯监控系统隧道还应对瓦斯监控系统监测成果与瓦检员检测成果进行对比。瓦斯检查员发现隧道有瓦斯涌出时,必要及时向瓦斯防治负责人报告状况,瓦斯防治负责人及时
23、向项目部、监理部、指挥部关于部门报告状况,并按表5呈报关于部门。表5 隧道瓦斯工区类别拟定隧道名称当前掌子面里程瓦斯检查成果检查时间检查地点瓦斯浓度(%)风量(m3/min)瓦斯涌出量(m3/min)瓦检员结论: 煤炭科学研究总院重庆研究院 现场负责人: 年 月 日项目部: 年 月 日监理单位: 年 月 日工程部: 年 月 日指挥部负责人: 年 月 日3.3 高瓦斯工区隧道有瓦斯涌出,经瓦斯检查和风量测定,计算出瓦斯涌出量不不大于0.5m3/min,即鉴定为高瓦斯工区。已安装瓦斯监控系统隧道还应对瓦斯监控系统监测成果与瓦检员检测成果进行对比。瓦斯检查员和测风员发现隧道有瓦斯涌出达到高瓦斯工区鉴
24、定原则时,必要及时向瓦斯防治负责人报告状况,瓦斯防治负责人及时向项目部、监理部、指挥部关于部门报告状况,并按表3呈报关于部门。3.4 煤与瓦斯突出工区通过超前钻探,隧道揭穿厚度不不大于0.3m煤层前10m、后5m工区为煤与瓦斯突出工区并按有关规定进行管理。煤层厚度不大于0.3m,或煤层厚度不不大于0.3m但可以鉴定无突出危险时,可以不进行防突预测、办法、检查,但必要采用安全防护办法。煤与瓦斯突出工区拟定按表6呈报关于部门。表6 煤与瓦斯突出工区拟定隧道名称当前掌子面里程瓦斯检查成果检查时间检查地点瓦斯浓度(%)风量(m3/min)瓦斯涌出量(m3/min)瓦检员超前钻探成果:结论: 煤炭科学研
25、究总院重庆研究院现场负责人: 年 月 日 项目部: 年 月 日监理单位: 年 月 日工程部: 年 月 日指挥部负责人: 年 月 日4 瓦斯防治办法 4.1 非瓦斯工区 非瓦斯工区施工可以采用普通电气设备和爆破器材。应安排专职瓦检员按操作规程进行瓦斯检查,以便及时发现、掌握隧道施工期间瓦斯涌出。 非瓦斯工区施工时,可不安装瓦斯监控系统,但管理人员、班组长、放炮员、关于司机进入隧道时应配备便携式沼气报警仪;可采用防治瓦斯专用钻机开展超前钻探工作,也可用风钻在每循环打炮眼时进行超前探测。采用风钻实行超前探测时,规定如下:采用风钻进行超前探测时,至少打两个超前钻孔,其深度应超过掏槽眼深度至少2m以上。
26、打超前钻孔过程中,由班组长对钻孔内瓦斯浓度进行检测。打超前钻孔过程中发现地质构造、破碎带、煤层、钻孔内有瓦斯涌出、夹钻、顶钻、喷孔等动力现象时,停止掌子面打钻作业,向关于领导报告,采用相应办法解决。必要采用湿式打钻。打钻过程中,掌子面瓦斯浓度不得超过0.5%,否则必要停止作业,采用办法解决。 4.2 低瓦斯工区 已鉴定为低瓦斯工区时,隧道内施工所采用电缆、开关、喷浆机、台车、照明设备等必要采用防爆型电气设备,向隧道内供电变压器中性点不能直接接地。采用煤矿许用爆破器材和爆破方式。装载机、挖掘机、运渣车等行走式机电设备可以采用普通型机电设备。4.2.1 超前钻探在低瓦斯工区施工时,必要进行超前钻探
27、。(1)前钻探目 掌握掌子面前方地质构造及其特性、煤层位置及产状、瓦斯赋存状况。(2)重要工作内容分析研究勘察、设计资料;对现场地质状况进行详细调查;编制定超前探测预报办法;组织人员、设备,保证超前探测工作顺利实行;对超前钻探成果进行整顿、分析,编写超前钻探报告;制定下一段隧道施工方案及安全技术办法。(3)超前钻探办法采用ZY-750D型矿用全液压钻机施工超前探测钻孔时遵守如下规定:每循环施工2个超前钻孔,钻孔深度80100m,搭接长度5m,钻孔孔径75mm。超前钻孔仰角515,钻孔过程中由瓦检员按规定进行钻孔内瓦斯检查,地质工程师观测前方地质构造和煤层状况,并做好记录。必要采用湿式打钻。瓦检
28、员对每节钻杆深度进行一次钻孔内瓦斯浓度检测。打钻过程中,掌子面瓦斯浓度不得超过0.5%,否则必要停止打钻,分析因素,采用相应办法进行解决。打钻过程中浮现夹钻、顶钻、喷孔等动力现象时,鉴定为有突出危险,停止钻进,向关于领导报告,采用相应办法解决。做好现场记录工作。4.2.2隧道通风量计算、风机选型及通风管理通风是排烟除尘和稀释瓦斯重要手段,因而瓦斯隧道规定施工期间必要不间断通风。(1)瓦斯隧道通风原则为:风速不不大于0.25m/s。氧气含量:按体积不不大于20%。瓦斯浓度:不大于0.5%。CO最高容许浓度30mg/m3。CO2浓度:按体积,不大于1.5%。氮氧化物:换算成NO2为5mg/m3如下
29、。粉尘最大容许浓度:每方空气中具有10%以上游离二氧化物粉尘为2mg。洞内气温不大于28度。(2)按洞内最小容许风速计算风量Q小=60SV小=60940.3 =1692m3/min。式中:Q小-按风速规定计算所需风量,m3/min S-最大开挖断面积,m2 V小-最小容许风速,参照煤矿安全规程,取0.3 m/s(3)按洞内最多同步作业人数计算:Q人=4KN=41.2580=4OOm3/min。式中:K-备用系数,取1.25 N-洞内最多同步作业人数,按80人计算(4)按瓦斯涌出量计算:Q瓦=QCH4*K/(Bg-Bg0)=267m3/min。式中:QCH4-瓦斯涌出量,m3/min,按低瓦斯工
30、区瓦斯涌出量上限0.5m3/min。Bg-工作面容许瓦斯浓度,取0.3%。Bg0-送入风中瓦斯浓度,取0。K-瓦斯涌出不均匀系数,取1.6。(5)按稀释和排炮烟所需风量计算:Q炮=(7.83 (A(SL )2 ) )/t=7.8 (20(941400) 2)1/3 /30 =1369m3/min。式中:A:同步爆炸药量,取20 kg; S:隧道最大开挖断面积;L:最远通风距离,按1400m考虑;t:通风最困难时,放炮后通风时间,取40分钟。(6)漏风计算Q供=PQ =1.161692=1963 m3/min式中:Q供计算需供风量,m3/min P漏风系数,取1.16; Q计算最大风量,取169
31、2m3/min。(7)风筒直径拟定考虑减少通风阻力以及风筒内压承受能力,取风筒内风速1200m/min,则风筒直径应为:D=2*Q风/(3.14*V)1/2 =21963/(3.14 1200)1/2 =1.44m 式中:D设计风筒直径,m; Q风设计通风量,1963m3/min; V设计风筒内风速,m/min。因而,风筒直径取1.5m。(8)最大通风阻力计算 h总阻=h摩+h局+h正 =2561+256+1.2=2818.2Pa式中:h总阻最大通风阻力,Pa;h摩摩擦阻力,Pa;h局局部阻力,Pa;h正车辆、台车及洞内其她设备形成阻力,Pah摩=(LUQ2)/S3 =(0.00214004.
32、7132.72)/1.7663(风筒阻力)+(0.01514004032.72)/943(隧道阻力)=2560+1 =2561 Pa式中:摩擦阻力系数,NS2/m4L风管(或隧道)长度,mU风管(或隧道)周长,mQ设计供风量,m3/sS风管(或隧道)断面,m2因风筒无弯曲、变径、分支等状况,依照经验,局部阻力h局按摩擦阻力10%进行估算,即:h局=0.1h摩=256 Pa(洪福隧道)h正按2辆汽车、1辆挖掘机、二衬台车进行计算:h正=0.612SmQ2/(S-Sm)2 =20.6121.5332.72/(94-3)2(2辆汽车) +0.6120.5332.72/(94-3)2(1辆挖掘机) +
33、0.6120.51032.72/(94-10)2(二衬台车) = 0.7+0.1+0.4 =1.2 Pa式中:正面阻力系数,行走中设备取1.5,停止中设备取0.5 Sm阻塞物最大迎风面积,m2 Q计算供风量,m3/s S隧道断面积,m2(9)依照以上计算,考虑风量储备系数1.1,漏风系数取1.16,则所需风机风量及全风压为:Q机=1.1Q供=1.11963= 2159m3/min 式中:Q机选用风机需风量。H机=1.16 h总阻=1.162818.2=3269Pa式中:H机选用风机风压,PaSDF(C)-12 .5型对旋式隧道通风机电机功率为2110kw,每台电机有16KW、34KW、110K
34、W三种功率档位供选用,风量为14752912m3/min,风压13755355Pa,因而采用1台SDF(C)-12 .5型对旋式隧道通风机压入式供风可以满足隧道施工期间通风规定。采用1500mm阻燃抗静电风筒。风机布设在距离洞口20m以远处,风筒口距离掌子面不超过15m,风筒规定吊挂平直,发现破损及时粘补或更换。风机应采用双风机、双电源,在一台风机因故停止运转时,备用风机能在15min内启动。因故停风后重新启动风机前,由瓦检员检查隧道内瓦斯,并依照排放瓦斯关于规定采用办法进行排放。测风工至少每旬对隧道通风量进行一次测定,更换风机、风筒以及其她特殊状况时应加强风量测定工作,及时发现隧道通风中存在
35、隐患,并填写测风报表。测风仪表:CFD-5低速风表和CFD-25中、高速风表;人员配备:配备1名测风工(可由瓦检员兼任)。4.2.3 瓦斯排放因故导致隧道停风时,必要按瓦斯排放制度进行分级管理。停风区内瓦斯浓度不超过1%时,由当班瓦检员告知风机管理员启动风机直接排放瓦斯。停风区内瓦斯浓度为13%时,由瓦斯防治现场负责人编写专门排放瓦斯办法后组织实行。排放瓦斯办法在排放瓦斯前依照瓦斯检查成果和现场实际状况编写,办法重要内容涉及:隧道内瓦斯浓度状况及瓦斯容量计算;排放瓦斯办法;安全办法;组织机构及装备。停风区内瓦斯浓度超过3%时,由瓦斯防治现场负责人依照瓦斯检查成果和现场实际状况编写专门排放瓦斯办
36、法报项目部总工程师审批后组织实行,办法重要内容涉及:隧道内瓦斯浓度状况及瓦斯容量计算;排放瓦斯办法;安全办法;组织机构及装备。4.2.4 隧道内瓦斯浓度控制原则及解决办法隧道内任一地点瓦斯浓度不超过0.3%时可正常作业。隧道内任一地点瓦斯浓度为0.30.5%时,行走式机电设备熄火,引起高度注重,分析因素,并积极采用相应办法进行解决。隧道内任一地点瓦斯浓度达到0.5%以上时,停止隧道内一切作业,行走式机电设备熄火。分析因素,采用相应办法进行解决,直到隧道内瓦斯浓度不超过0.3%时可恢复作业。隧道内任一地点瓦斯浓度达到0.8%以上时,停止隧道内一切作业,撤出隧道内所有人员,切断隧道内所有非本质安全
37、电气设备电源。分析因素,采用相应办法进行解决,直到隧道内瓦斯浓度不超过0.3%时可恢复作业。惯用解决瓦斯超限办法有如下几种,应依照现场瓦斯超限实际状况择用:(1)检查风筒漏风状况,发现脱节、破损,及时解决。(2)风筒出口至掌子面距离与否符合规定,如不符合规定,及时延接风筒。(3)测定隧道通风量,如风量与风机额定风量差太大,应对风机进行检查,现场无法鉴定风机故障时,应告知风机生产厂家进行维修。(4)风机启动档位与否达到最大能力,如未达到最大通风能力,可选取高档位启动风机,增大风量。(5)分析瓦斯来源,观测瓦斯涌出衰减状况。瓦斯涌出衰减明显时,可以采用自然释放办法,在瓦斯涌出量衰减到风机通风将隧道
38、内瓦斯浓度降至0.3%如下时可恢复作业;经观测,瓦斯涌出衰减不明显,可找出瓦斯涌出点,采用钻孔抽放或注浆堵漏控制瓦斯涌出。(6)经分析,隧道瓦斯涌出量超过预测,采用钻孔抽放或注浆堵漏控制瓦斯困难时,应通过计算后更换风机、风筒。(7)防止局部瓦斯积聚局部瓦斯积聚是指瓦斯浓度达到2%、体积超过0.5m3,普通出当前通风死角、瓦斯涌出点等,遇火源也许发生局部瓦斯燃烧、爆炸。测风员经常测定隧道内风速,及时发现因风速过低导致隧道顶部层流导致局部瓦斯积聚。瓦斯检查员坚守岗位,掌握隧道瓦斯涌出特点和通风状况,随时检查也许浮现局部瓦斯积聚地点瓦斯状况,发现隐患,及时停止作业人员作业,采用办法进行解决,同步向关
39、于负责人报告。进入隧道内管理人员、班(组)长、放炮员等必要携带便携式沼气报警仪,发现局部瓦斯积聚,及时停止作业,采用办法进行解决。经常检查风筒出口至掌子面距离与否符合规定,检查风筒与否有破损现象,避免掌子面因供风局限性导致局部瓦斯积聚。可采用增大通风量、分支风筒、导风板、充填、小局扇供风等办法解决局部瓦斯积聚。4.2.5 挖掘机、装载机、运渣车等车辆管理由于行走式电气设备未采用防爆型电气设备,且不也许受瓦斯监控系统控制实行断电、复电功能,因而必要采用如下安全办法:(1) 司机进入隧道内作业时携带便携式沼气报警仪,发现瓦斯浓度达到0.3%时及时熄火。只有当瓦斯浓度减少到0.3%如下时才干重新启动
40、。(2) 司机离开操作室、掌子面放炮时,必要熄火。(3) 在解决塌方、进行超前钻探期间,车辆禁止驶入隧道内。4.2.6 杜绝掌子面塌方依照超前地质预报和超前钻探成果,采用可靠爆破参数和支护方式,杜绝大面积塌方发生,避免因塌方导致瓦斯异常涌出。4.2.7 瓦斯监控系统安装一套KZJ001隧道瓦斯监测系统,其配备如表7。瓦斯监控系统安装、管理按关于规程规定进行。瓦斯监控系统布置如图1所示。瓦斯监控系统必要装备 “风电闭锁、瓦电闭锁”功能,即当向隧道内供风风机停止运转时,安装在风机供电电缆上GT-L(A) 设备开停传感器将信号传播到分站,分站通过KJD-18馈电断电器自动控制洞外磁力开关实现洞内断电
41、;布设在隧道内掌子面和回风低浓度沼气传感器持续监测隧道内瓦斯浓度,当瓦斯浓度达到设定报警点时,传感器、地面中心站同步自动发出声、光报警,当瓦斯浓度达到设定断电点时,传感器、地面中心站同步自动发出声、光报警,同步通过KJD-18馈电断电器自动控制洞外磁力开关实现洞内断电。报警点设立:0.5%断电点设立:0.8%复电点设立:0.3%人员配备:每个洞口配4名监测工(兼值班员),采用三班作业制,实行24小时值班、维护制度。 表7 瓦斯监控系统设备配备 设 备 名 称规 格 型 号单位数量备注工控计算机P4 2.8G2/250G/1G/17液晶台1打印机A4纸、喷墨台1音箱台1系统软件KZJ001套1电
42、源避雷器KHD90台1信号避雷器KHX90台2UPS 电源STK 1KV/2H台1数据接口KZJ001-J台1中分站KZJ001-F台1瓦斯传感器KG9701A台12其中备用6台设备开停传感器GT-L(A)台4其中备用2台馈电断电器KJD-18台1两通接线盒KP5001 A2个50三通接线盒KP5001 A3个10通讯电缆MHYVR1*4*7/0.43Km7甲烷标气2%/4升瓶1 每周由监测工对瓦斯监控系统进行检查、调校,系统运营过程中浮现故障时当班解决。每班由监测工填写瓦斯监控系统运营记录。 监测工每天负责打印前一天瓦斯监测日报并报送项目部关于领导签阅。4.2.8 专职瓦斯员检查瓦斯由4名专职瓦检员检查瓦斯,瓦斯检查必要符合关于规章制度规定,并做到持证上岗。仪器配备:每个洞口配备5台CJG10型光干涉式甲烷测定器供瓦检员和瓦斯防治技术负责人专用。检查地点:掌子面、回风、瓦斯异常涌出点、超前钻探时钻孔内、洞内用火地点20m范畴内等。 检查内容:甲烷浓度、二氧化碳浓度。 检查频率:掌子面、回风巡回瓦斯检查为3次/8小时;瓦斯异常涌出点瓦斯检查由现场负责人依照状况拟定;超前钻探时每节钻杆检查一次钻孔内瓦斯;放炮时必要及时进行“一炮三检”,洞内用火时每10min检