正阳隧道瓦斯施工方案.docx

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正阳隧道瓦斯施工方案

渝湘高速公路D6合同段

正阳隧道瓦斯段施工方案

一、工程概况

正阳隧道左线ZK30+526~ZK30+667（长141米），为Ⅳ~Ⅴ级围岩，该段围岩整体稳定性极差，洞身上方位于受断层影响较大的溶蚀洼地中。

ZK30+580左右夹页岩及厚约15米左右的煤层及粘土岩层，该段整体由于受断层破碎带的影响，岩体极破碎，软硬相间，张开裂隙较发育。

正阳隧道右线YK30+514~K30+710（长196米），为Ⅳ~Ⅴ级围岩，该段围岩整体性稳定性极差。

YK30+675以页岩为主，夹层厚约15m左右的煤层及粘土岩层。

隧道穿越此两段时，可能会有瓦斯涌出，但煤层瓦斯含量甚微，涌出量约为0.1~0.3m3/min，瓦斯压力接近于零，不存在煤与瓦斯突出的危险。

为确保隧道施工安全，ZK30+526~ZK30+667（长141米），右线YK30+514~K30+710（长196米），按隧道穿越煤层段施工。

二、瓦斯概述

地下空气的有害气体，根据其危害性及其特性，大致可分为三种类型：

1、可燃烧和爆炸的气体,主要是沼气;

2、具有窒息性气体,主要是二氧化碳;

3、具有毒性的气体,主要为一氧化碳、硫化氢、二氧化碳和二氧化氮。

上述这些有害气体，在矿井中总称为瓦斯，由于从煤（岩）层涌出的有害气体主要是沼气，习惯地将沼气称为瓦斯，本施工组织设计重点指隧道通过煤层的瓦斯隧道施工。

三、施工方法及施工工艺

该段施工的关键问题是瓦斯的防治和防止塌方。

防治瓦斯的原则是超前预报、严格瓦斯检测、加强通风、防火防爆、排防、封闭、防爆型机电设备相结合。

（一）施工原则

隧道通过煤层瓦斯的原则:

短进尺,弱爆破、强支护，勤监测，加强通风，快喷锚。

1、短进尺,隧道通过煤层地区,因煤层有沼气溢出,围岩软弱,应力较大。

每次开挖进尺控制在2m以内，采用上导坑开挖方案或长台阶开挖，保持每次开挖面积小，瓦斯溢量不大，开挖轮廓能够迅速得到支护。

2、强支护:

采用φ42超前小导管支护。

开挖后采用18型工钢钢架支撑，间距75cm，喷射C20混凝土。

3、勤监测:

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。

4、弱爆破:

采用低爆力部份露煤震动放炮（爆破）方案。

即采用低爆力的矿用安全炸药（目前大量生产和使用的2号和3号煤矿许用炸药以及相应的抗水型，其对瓦斯的安全性随号数递增，威力则随号数递减）与安全雷管（煤矿许用毫秒电雷管最后一段延期小于130ms），装药系数与普通掘进爆破相同，只在岩石段装药，煤段不装药。

5、加强通风:

瓦斯隧道在施工期间，设专门的通风管理机构，负责通风系统各种设备的管理和检修，定期（检测）洞内风速、风量、气温、气压、瓦斯浓度等并作出详细记录，计算有效风量。

施工期间，保证连续通风，在特殊情况下停风时，应同时停止工作，撤出人员，切断一切电源，恢复通风前首先检查瓦斯浓度。

6、快锚喷:

由于煤层软弱松散,爆破后往往不等支护（短时间内易出现）坍塌冒顶,因此必须设置超前支护。

根据设计图说明：

该段采用φ42小导管作为超前支护，利用小导管注水泥浆（带止浆塞）注浆压力须达到2.0MPa,水玻璃固结半径达到15～20cm,锚杆间距为40cm,使得环型相对稳定,不发生散落。

由于煤层地段围岩为Ⅴ级，应力高，开挖后加强支护会产生大变形，其初期支护参数见下表：

普通煤层地层初期支护参数

围岩级别

喷砼

（cm）

钢筋网

（mm*cm）

锚杆

（cm）

预留变形量

（cm）

工字钢

（mm）

Ⅴ

26

φ8×20@20

3500@100

10

18

注：

＠表示间隔

（二）施工方法及具体设计

1、设计基本情况

1.1设计范围

根据设计文件，该隧道在揭煤、防突及瓦斯排（抽）放施工中采用动态设计，瓦斯防范段施工应严格执行揭煤防突和瓦斯监控量测的有关规定和程序，设计范围为隧道揭穿所有煤层的全部作业过程。

1.2煤层参数

由于隧道穿越山体地勘资料不详，根据地表勘察、群众调查和目前地层揭露情况综合分析认为：

该山体中含有多层煤（至少4层），而且煤层厚约15m（总厚？

单层厚？

）。

在施工中必须施作超前探孔，探明煤层层位和基本煤层参数，以防止误揭煤层。

1.3隧道断面

隧道开挖断面为103.4m2，隧道采用上、下导坑法开挖（从3.3部分附图推断，应为上下台阶法，下同，见第9页）。

2、揭煤防突施工方法

作业程序：

煤层超前探测→煤与瓦斯突出危险性预测→钻孔排放瓦斯→防突效果检验→石门揭煤→过石门坎→煤层掘进。

2.1施作超前钻孔，探明煤层位置和瓦斯情况

上导坑开挖时，掘进工作面至煤层20m（垂直距离）时，打3个穿透煤层全厚的超前钻孔，并进入顶（底）板不小于0.5m，详细记录岩芯资料，结合上导坑的超前钻孔和开挖，推测煤层是否有畸变。

施作超前钻孔时直径为Ф75mm，若发现地质构造变的复杂、岩体破碎（条件发生变化），则必须在隧道开挖轮廓线外5m范围内布置一定数量的超前钻孔，确保能准确掌握煤层厚度、角度变化及瓦斯情况等。

2.2施作预测孔，进行煤与瓦斯突出危险性预测

考虑到测定煤层瓦斯压力要达到原始压力值时间较长，并且单独用瓦斯压力并不能确切判明煤层的突出危险性，本设计揭煤前不测定瓦斯压力，以节约施工时间。

突出预测采用钻屑指标法为主，钻孔瓦斯涌出初速度法为辅的方法。

隧道采用上、下导坑法开挖，突出预测孔主要控制上、下导坑断面（预测孔直径Ф50mm）。

（什么意思？

）

2.3防治瓦斯突出技术措施

防治突出采用多排钻孔排放或抽放。

结合突出预测情况，如煤层确存在较大突出危险，可将钻孔封孔接抽，达到加速和有效的消除突出危险性目的。

钻孔控制范围：

隧道轮廓外上方7m，左右两侧6m，底部3m；钻孔孔径108mm，并进入底板岩层不小于0.5m。

抽排半径取1.5m。

上导坑施作钻孔时工作面坑底距煤层顶板垂距不小于5m，由超前钻孔确定，下导坑排放钻孔在上导坑排放完毕并揭煤后进行。

2.4瓦斯排放

排放孔进行瓦斯排放时，所有洞内掘进施工应停止，排放15天。

排放瓦斯顺序：

上导坑打排放钻孔（坑底距煤层不小于5m）→排放瓦斯15天→揭煤穿过煤层→下导坑打超前钻孔及预测孔。

当判定有突出性危险→由下导坑底顺煤层施作扇形排放钻孔→排放瓦斯15天→下导坑揭煤穿过煤层。

2.5防突效果检验

瓦斯排放完成后，上下导坑分别打检查孔，确定瓦斯排放是否结束。

检查孔布置在揭煤端面中部，并位于措施孔之间，终孔位置位于措施孔控制范围的边缘线上。

若煤层不具有突出危险性，则结束排放。

否则视排放效果应继续排放或采用水力冲孔等其它措施处理。

2.6放炮揭开和穿过煤层

通过排放效果检验，煤层无突出危险性后，封堵排放钻孔。

采用自进式锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固，同时安装格栅钢架，而后采用震动放炮揭煤。

揭煤时，掘进工作面与煤层之间必须保持一定岩柱，其最小垂直厚度应不小于1.5m。

遇岩石松软、破碎还应增加岩柱厚度。

3、揭煤、防突及排放瓦斯具体设计

隧道揭穿突出煤层，即隧道自顶板岩柱穿过煤层，进入底板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施。

隧道防治突出措施包含下列内容。

a、控制突出煤层层位的钻孔布置；

b、突出预测方法及预测钻孔布置；

c、防治突出技术措施；

d、防治突出技术措施效果检验；

e、安全防护措施。

揭煤防突施工工艺流程如下图：

预测瓦斯突出危险程度指标：

a、解吸指标K1值

当f≥0.35，K1>0.4或f<0.35，K1>0.3时，有突出危险；

b、瓦斯瞬间解吸压力Pa>0.03MPa；

c、钻孔瓦斯涌出初速度qm>4L/min；

d、瓦斯压力P＞0.74MPa有突出危险；

e、打钻期间动力现象：

喷孔、顶水、顶钻、卡钻。

当具备a或d时，有突出危险，同时具备b、c、e时，有突出危险。

3.1控制煤层层位的钻孔布置

在隧道瓦斯设防段掘进过程中，必须连续施作超前钻孔，以探明施工前方地质情况，防止误揭煤层。

工作面掘进至距煤层20m（垂距）之前，沿隧道前进方向打一个穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m的前探钻孔；在隧道工作面掘至距煤层10m（垂距）时，打三个穿透煤层全厚且进入底板不小于0.5m的前探钻孔。

钻孔布置见“探测钻孔布置图”

所有探孔要求详细记录岩芯资料，以利于探明突出煤层的相对位置。

若隧道工作面掘至距煤层20m（垂距）时，发现地质构造（情况或状况）变得复杂、岩石破碎，则必须在隧道断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切地掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况等。

3.2突出预测方法及预测钻孔布置

揭煤前不测定瓦斯压力，以节约施工时间。

突出预测采用钻屑指标法为主，钻孔瓦斯涌出初速度法为辅的方法。

（1）钻屑解吸指标K1的测定

a、钻机一钻进煤层就取一次钻屑，以后每钻进1m，取一次钻屑作解吸指标测定。

取样时，把秒表、筛子准备好（Φ1mm的筛子在下，Φ3mm的筛子在上）。

钻孔钻到预定深度时，用组合筛子在孔口接钻屑，同时启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑量不少于100g时，停止取样，并继续进行筛分。

b、把筛分好的Φ1～3mm的煤样装入WTC瓦斯突出参数仪的煤样杯，将盛满煤样的煤样杯放入煤样罐中，盖好煤样罐，将阀门转动到煤样罐或煤样瓶与大气相通的位置。

c、当秒表计时到预定时间t0（通常规定t0为1～2min），转动阀门使煤样罐或煤样瓶与测量系统接通、与大气隔绝，启动仪器开始测量钻屑瓦斯解吸量。

（2）钻孔瓦斯涌出初速度q的测定

a、钻进煤层后每钻进1m，测定一次钻孔瓦斯涌出初速度q。

b、当钻孔钻进至预定深度后，立即用秒表计时。

随后迅速拔出钻杆，把封孔器送入孔底进行封孔。

全部封孔操作应在规定进行流量计读数的时间以前完成。

c、在封孔操作的同时，应及时将流量计与导气管口连接好，待封孔完成后即可进行测定。

采用的流量计读数为瞬时流量时，在秒表走时至2min时读数，即为钻孔瓦斯涌出初速度值；采用的流量计读数为累计气体流量时，则应在秒表走时至1.5min时读出流量计数值。

当秒表走时至2.5min时再读一个流量计数值，后一读数减去前一读数即为钻孔瓦斯涌出初速度值。

两种类型流量计，使用时只能确定一种而不能混用，以免造成较大的测量误差。

如果因封孔操作不及时等原因，测定瓦斯流量的时间已超过了规定的时间时，该测定结果不能作为判定工作面无突出危险的依据。

（3）突出预测指标临界值

根据揭煤点的实际情况，取煤样进行实验研究，确定钻屑解吸指标K1临界值。

每次揭煤都应作好钻屑解吸指标K1、钻孔瓦斯涌出初速度q及其临界值考察。

总结分析，为下一次揭煤突出预测提供可靠的依据。

3.3防治突出技术措施

防治突出技术措施采用多排钻孔排放或抽放。

由于隧道开挖断面大，为防止煤层突然揭开时大量涌出瓦斯，需实施多排钻孔预排瓦斯。

从防治突出的角度来看，多排钻孔预排瓦斯是一种防治突出措施。

结合突出预测情况，如煤层确实存在较大的突出危险，可将钻孔封孔、接抽，以达到加速和有效地消除突出危险的目的。

钻孔控制范围：

隧道轮廓线外上方7m，左、右两帮6m，底部3m。

排（抽）放钻孔孔径90～110mm，排（抽）放半径取1.0m。

钻孔布置见排放孔位置布置图：

排放孔进行瓦斯排放时，所有洞内掘进施工应停止，排放15天。

排放瓦斯顺序：

上导坑打排放钻孔（坑底距煤层不小于5m）→排放瓦斯15天→揭煤穿过煤层→下导坑打超前钻孔及预测孔。

当判定有突出性危险→由下导坑底顺煤层施作扇形排放钻孔→排放瓦斯15天→下导坑揭煤穿过煤层。

4、超前支护

隧道放炮揭开和穿过煤层时，为防止煤层垮落诱发突出，需采用自进式注浆锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固。

注浆加固措施在排（抽）放孔实施后，放炮揭煤前实施。

控制隧道拱部及拱脚1米范围，锚杆布置在隧道开挖轮廓线煤层上部0.5～0.9m，穿入煤层底板1.0m。

设计每环向锚杆32根，长度3.5米；纵向按2米间距布置，钻孔直径Ф50mm，钻孔间水平距离0.4m。

5、防突措施效果检验

执行防治突出措施后，按突出预测相同的方法和指标检验措施效果。

一个效果检验孔布置在揭煤断面中部，并应位于措施孔之间；其它效果检验孔位于隧道上部和两侧。

终孔位置应位于措施孔控制范围的边缘线上。

如检验结果的各项指标都在突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效，必须补充防治突出措施，再进行效果检验。

直至措施有效，方可放炮揭煤。

6、放炮揭煤及穿过煤层爆破设计

通过排放效果检查煤层无突出危险性后，封堵排放钻孔，采用自进式锚杆对开挖轮廓外岩体进行超前注浆加固，同时安装格栅钢架，而后采用震动放炮揭煤。

揭煤时，掘进工作面与煤层之间必须保持一定岩柱，其最小垂直厚度应不小于1.5m，遇岩石松软、破碎，还应增加岩柱厚度。

6.1石门揭煤

采用“低爆力震动放炮部分露煤揭石门”方法。

露煤揭开石门及过石门坎图如下：

（1）揭开石门

a、刷斜面或台阶。

b、石门钻眼及爆破

石门爆破的炮眼长度按一次揭开石门长3～3.5m确定，顶部露煤长度不大于1.5m，在岩石段装药（普通爆破）采用矿用安全炸药和矿用安全电雷管。

c、支护

斜面顶板设临时支护，揭开石门进行锚喷支护后立即进行斜面部分的顶板扩挖进行支护。

d、石门必须一次揭穿。

（2）过石门坎

施工原则：

勤检验、短进尺、弱爆破、强支护、快喷锚。

a、勤检验

揭开煤层后，检验工作面前方10m地段有无突出危险性，若指标合格掘进5m。

然后再检验10m，掘进5m，如此循环。

指标不合格，停工进行钻孔排放。

b、短进尺：

每次爆破掘进1.0m，防止冒顶。

c、弱爆破：

多打眼少装药，只打岩石眼。

煤层打眼使用电煤钻，采用矿用安全炸药及五段电雷管。

d、强支护：

安装砂浆锚杆、格栅钢架。

e、快喷锚：

爆破后立即进行锚喷初期支护。

（3）煤层掘进

a、钻眼放炮：

采用电煤钻钻孔，坚硬煤层炮眼数较岩石爆破多一倍，使用矿用安全炸药和五级矿用电雷管。

b、开挖支护：

同石门坎。

c、正洞下半断面煤层掘进：

采用简易台架，电煤钻水平打眼，眼距60～80cm。

单位药量0.6kg/m3，五段起爆，及时喷锚封闭。

6.2爆破设计

为了安全起见，不管有无瓦斯突出，隧道进口端掘进施工爆破作业均采3#矿用硝氨炸药、1～5段毫秒延期电雷管、电力起爆器。

最后一段的延期时间不得大于130ms。

电路设计：

a、同一串联网路中，必须使用同厂、同批、同牌号的电雷管。

b、一个开挖工作面不得使用两台或多台起爆器，起爆器必须经检验，电流、电压符合要求后方可使用。

c、必须使用爆破专用仪表进行雷管的电阻值测量和网路的导通检查。

d、采用单一的串联网路（见上半部爆破电路设计图）。

3.3.6.3煤层地段上半断面爆破电路示意图

（1）电路计算

a、总电阻R

R=R线+n×r

R线=电线电阻n=雷管个数

b、电流I

I=U/R=U/（R线+n×r）

r=单个电雷管电阻

过每个电雷管的电流，必须满足

c、i=I=U/（R线+n×r）>I准

U-起爆电源电压I准-准爆电流

（2）有关技术要求：

a、在瓦斯浓度不大于0.3%的石质坑道内，可采用非电雷管常规爆破。

b、在有瓦斯突出地段的煤层中，必须使用3#硝氨炸药。

c、采用电力起爆时，最后一段雷管延期时间不得超过130ms。

7、安全防护措施

为防止突出预测失误或防突措施失效而发生的突出，在隧道揭穿煤层的整个施工阶段，都必须采用安全防护措施。

安全防护措施包括隧道揭穿煤时的震动放炮或远距离放炮、避难所和压风自救系统等内容。

7.1放炮揭开和穿过煤层

在采取有效的防突措施，经措施效果检验，确认无突出危险时，可采用远距离放炮揭开煤层。

否则，应采用震动放炮揭穿煤层。

远距离放炮比震动放炮可以少打眼、少装药，其它安全要求（如通风系统、停电等）则相同。

远距离放炮时，人员必须撤到洞外或避难所。

（1）揭煤前的准备工作

a、保证最小垂厚不小于1.5m岩柱的前提下刷斜面；

b、封堵排（抽）放孔；

c、实施超前锚杆注浆；

（2）有关要求

a、揭煤时，掘进工作面与煤层之间必须保持一定的岩柱，其最小垂厚应不小于1.5m，遇岩石松软、破碎，还要适当增加岩柱厚度。

b、岩眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2m的距离。

如果岩眼已打入煤层，必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥；

c、所有炮眼都要在炸药与封泥间装1～2个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口；

d、装填雷管炸药时，应按设计将雷管炸药分组。

炮眼编号挂牌，凭牌取雷管炸药。

记录员检查对照，记录校核数据。

e、震动放炮必须采用铜脚线的毫秒雷管。

最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。

电雷管使用前必须进行阻值测定，选用阻值相近的。

电雷管的联接采用串联方式，但都必须使通过每一电雷管的电流达到电雷管的引爆电流的两倍。

放炮母线必须采用专用电缆，并尽可能的减少接头，以减少放炮母线的电阻（建议采用遥控引爆器）。

f、震动放炮时，回风系统内电气设备必须切断电源。

g、工作面必须有独立可靠的回风系统，必须保证回风系统中风流畅通。

h、放炮地点设在地面，左、右隧道同时停止施工并停电。

全部人员撤至洞外，且人员和机电设备均不要正面对洞口。

i、放震动炮由总工程师统一指挥，并由救护队在指定地点值班。

放炮后至少经30min，由救护人员进入工作面检查。

根据检查结果，确定采取恢复送电，通风及排除瓦斯等具体措施。

j、如放炮未能一次揭开煤层，在掘进剩余部分时，必须采取预防突出措施。

k、在隧道揭穿煤层和煤层掘进的全过程中，应对围岩进行超前注浆加固。

7.2避难所

避难所必须安设向外开启的严密的隔离门，室内净高不得低于2m，长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，但每人占用面积不小于0.5m2。

避难所内支护良好，并设有与洞外值班室的直通电话。

避难所必须设有供给空气的设施，每人供风量不小于1m3/min。

如用压缩空气供风时，应有减压装置及带阀门的呼吸咀。

7.3压风自救系统

在隧道揭煤时，还要设置压风自救系统。

第一组压风自救器距揭煤工作面30m，压风自救器随工作面推进前移。

每组的压风自救器数目，根据隧道工作面同时工作的最多人数确定，每人供风量不少于1m3/min。

7.4个体防护

进入瓦斯设防区的人员，必须随身携带AZY－45型压缩氧自救器。

8、瓦斯抽放设计

在施工中有必要对确定煤层突出危险性的其他三个指标进行测定。

如果有突出危险，则须进行瓦斯排放或抽放，而抽放可以大大加快瓦斯排放速度。

8.1施工期间的瓦斯抽放

考虑到在施工期间瓦斯涌出量可能较大，预计瓦斯涌出量可达3.05m3/min（与第一部分工程概况介绍情况不一致）。

为保障施工安全，穿煤点具有突出危险时和探测有裂隙瓦斯异常涌出的地点实施瓦斯预先抽放措施。

a、抽放管网直径计算

管径大小按下式计算：

Φ=1000·K√（Q·N）/（60·VX·C）

式中：

Φ──管道直径，mm；

Q──工作面正常施工时的瓦斯涌出量，m3/min；

VX──管道内允许的瓦斯流速，一般取VX=5～15m/s；

K──抽放瓦斯综合系数，一般取K=1.2；

N──瓦斯抽放率，一般对于煤层取N=30％，围岩裂隙瓦斯取N=70％

C──瓦斯抽放浓度，一般取C=50％

根据《瓦斯评价报告》，在施工期间工作面正常瓦斯涌出量为：

Q=3.05m3/min（瓦斯涌出量应核定）

因此，施工期间的瓦斯抽放主管道直径可分别按穿煤点正常瓦斯涌出量和围岩裂隙瓦斯涌出量计算。

代入（6）式计算可得出，在施工期间瓦斯抽放管道直径应为：

Φ=62～107mm

考虑到在施工期间可能会同时出现两个以上的瓦斯涌出点需要抽放。

因此，在施工期间，至少应具备2趟Φ150mm的瓦斯抽放管。

为了配合营运期间的瓦斯抽放和排水问题，设计采用预埋两趟Φ150mm的瓦斯抽放管，这样，每一趟管道具备9.4～28.3m3/min的气量通过能力，如按50％的抽放浓度计算，两趟管道共计可抽放4.7～14.1m3/min的纯瓦斯，可满足三个瓦斯抽放点的抽放需要。

在施工期间选用YWB－15型智能式瓦斯抽放移动泵。

其具体参数如下：

型号：

YWB－15

极限真空度：

－94KPa

最大抽气量：

15m3/min

耗水量：

75L/min

电机功率：

30KW

供电电压：

380V/AC

b、瓦斯抽放布置

如果煤层具有突出危险时，可考虑采用预抽瓦斯措施来加快煤层瓦斯排放速度。

其具体的钻孔布置方式和钻孔参数见隧道揭煤防突措施部分。

在隧道其它瓦斯设防地段，可根据裂隙瓦斯探测的情况确定是否采用钻孔抽放措施。

在施工期间，考虑采用瓦斯抽放移动泵。

四、质量控制要点

1、瓦斯隧道施工的关键是控制空气的瓦斯含量,隧道的各部允许浓度指标。

各部位允许浓度见下表

瓦斯容许浓度指标

部位

瓦斯容许浓度

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10m附近

0.5

2、严格瓦斯隧道的风速,正常通风巷道或采煤工作面,煤壁涌出的瓦斯与风流的将近,将为因风量（或风速）的变化而变化,此时风流携带的瓦斯量等于煤壁的瓦斯量,最小风速的取值对于风量计算关系极大。

瓦斯隧道容许风速最低指标

部位

容许最低风速（m/s）

正洞已衬砌断面

1.0

正洞未衬砌断面

1.0

正洞开挖工作面

1.0

3、瓦斯隧道施工过程中,穿过煤系层,隧道揭煤层对瓦斯涌出量最大,危害最严重,准确计算瓦斯涌出量,配备相应的通风设备至关重要,揭煤前预探、预测、预钻,排放瓦斯，检验开挖支护，安全防护均进行严格控制。

4、隧道通过的煤系地层,围岩等级都较低,一般为Ⅳ级或Ⅴ级，且地应力较高，其初期支护要求平整、光滑，不能有造成瓦斯聚集的死角。

五、安全措施

1、瓦斯隧道施工管理,要坚决贯彻“安全第一，预防为主，依靠科学，综合管理”的方针，施工中的各项管理工作必须在此方针的基础上做到科学、简便、严密、系统。

2、建立安全管理网络，对瓦斯的管理实行三级管理制

①建立集团公司瓦斯检测中心,负责检查监督瓦斯检测,煤层突出危险性预测和防突措施效果检查以及瓦检仪的定期鉴定工作;

②建立处通风防爆科,组织各施工单位的瓦斯检测工作;

③建立队通风防爆室,设专人日夜实施瓦斯检测和通风防爆工作。

3、进行职工安全教育及上岗培训

①凡从事瓦斯隧道工作的干部、工人都必须进行瓦斯的安全技术培训，并经考试合格后发给《安全工作合格证》。

未经培训世界形势培训未取得合格证人员，班干部不许指挥生产，工人不准上岗作业；

②电工、爆破工、瓦斯检测人员，电器设备防爆检查员及仪器、仪表校正人员和突出措施效果检查人员等特别作业人员，必须经地方劳动局、煤矿矿务局等有关部门培训，取得合格证后，方准上岗。

③调换工种人员及参与技术革新的有关人员，必须重新进行安全技术培训。

④结合揭煤施工和安全教育，每揭一道突出煤层前，必须对干部工人进行防突防爆教育，工程队每周安全检查进行周安全教育，组织学习事故案例，分析事故发生原因及预防措施，提高防止事故的能力。

4、所有洞内机电设备,不论移动式或固定式都必须采用安全防爆类型.进风巷道中采用安全照明灯,在工作面或回风巷中,必须采用矿用防爆型照明灯。

禁止洞内电气设备接零，检修和迁移电气设备必须停电进行，不准带电作业。

普通型携带测量仪表只准在瓦斯劳动保护浓度1%以下地点使用。

5、瓦斯隧道供电,须采用双回路直供电源线路。

经由地成架空线路引入隧道中心的供电线路，须在隧道洞口外安设避雷装置。

由于地面直接铺入隧道的轨道