煤层采空区隧道施工方案.docx

1、煤层采空区隧道施工方案5.3.煤层采空区地段隧道施工措施隧道洞身穿越煤层采空区地段，其对隧道施工及运营安全有较大影响，且存 在集中突水可能。根据超前地质预测、预报情况，对煤层采空区采用超前预注浆 及径向注浆相结合的加固方式及堵水措施。对于无充填的采空区，采用浆砌片石、片石砼等回填密实。注浆方式与方法与前述岩溶发育地段施工相同，不再赘述。5.3.1.超前预报根据现有地质资料推断，部分隧道有揭穿煤层采空区的可能，为能更准确的 确定煤层位置，查明采空区情况，防止透水，突泥，保证施工安全，采取合理的工 程措施，在隧道开挖进入煤系地层附近，施作综合物探、钻探等超前探测手段， 并根据探测资料初步判断采空区

2、的情况，确定下一步施工方案。5.3.2.施工方案由于采空区位于隧道底部、中部、顶部的情况均有可能，故必须采取相应的 施工对策予以处理，主要施工流程见设计图纸所示。5.3.3.煤层采空区位于隧道下方的处理当煤层采空区位于隧道下方时，关键在于对隧底的加固，在未揭穿采空区前， 随时注意采空区与隧道的相对位置，确保施工安全，避免造成采空区的坍塌。当揭穿采空区顶板后，采空区未坍塌充填时，采用抛填片石及钢花管对基底 压浆加固的处理措施，如果采空区已坍塌充填，且隧底距离采空区底板小于 3m 时，在隧道开挖后清除隧底煤层采空区填充物，并采用 C20 混凝土回填，回填时 基础嵌入基岩内 50cm。如果已被坍塌的

3、土石填充的采空区底板距离隧道底部大于 3m 时，采取对隧 道基底进行注浆加固。采用75 钢花管压注水泥浆进行加固，钢花管按纵横向间 距 1m，梅花形布置，管壁厚 5mm，管壁上钻注浆孔，孔径 1016mm，孔间距为 1520cm，呈梅花形布置，尾部 11.5m 范围不留注浆孔，作为止浆段。注浆终 压 1.01.5MPa。施工时注意基底注浆采用钻孔，且应钻至煤层采空区底部见基岩，下管注浆 完毕后，钢花管留置孔中，管中注满浆，若采空区深度大于 10m，则桩长按不超 过 10m 控制。钢管桩应嵌入基岩不小于 50cm。基底注浆完毕后，对注浆过程中的各种记录资料综合分析，并每 510m 设 一检查孔，

4、取岩芯，观察浆液充填情况，必要时补注浆。5.3.4.煤层采空区位于隧道中部的处理在未揭开煤层采空区前，先进行超前探测，对未坍塌充填但有水的地段，采 取钻孔排水的方式放水，对已经坍塌充填的地段，采取超前支护，有水时采取超 前注浆固结堵水等手段加固。揭开煤层采空区后，在隧道衬砌边墙两侧施作厚度 2m 的 M10 浆砌片石护 墙，护墙外侧采用土石回填，厚度 3m；当采空区位于隧道断面上部时，在隧道拱 部施作 1m 后的 C15 混凝土护拱，并将加强支护的格栅拱架也打入护拱内，护拱 上设干砌片石缓冲层。5.3.5.煤层采空区位于隧道顶部的处理采空区位于隧道顶部，在未揭穿前超前探测揭示的情况属于未坍塌充

5、填时， 采取的处理方式与前述采空区位于隧道中部的处理方式一样。当揭示的采空区属于坍塌充填时，采取超前注浆固结，堵水，防止突水，突 泥，然后采用台阶法开挖，超前小导管注浆预支护，并在施工中全环架设格栅拱 架。5.3.6.施工注意事项施工中随时监测围岩变化，及时处理采空区顶部危石，加强超前支护及初期 支护，根据实际情况衬砌适时跟进；对于探测到有瓦斯郁积的采空区，先钻孔排 泄瓦斯，加强通风。5.4.煤层瓦斯地段隧道施工措施隧道通过含煤或含炭质地层，具有一定的瓦斯涌出量。隧道防治瓦斯的危害 主要在于防突、防爆，为保证施工设备人员的安全，主要采取的技术措施是：施工 方法、超前预报、加强通风、加强瓦斯监测

6、、配置双回路电源、固定设备防爆、实 施揭煤施工工艺。5.4.1.施工方法隧道通过煤层瓦斯地段的施工方法，宜采用全断面开挖方法，随掘进随进行 二次衬砌封闭，并保证气密性混凝土的密实性，尽量缩短煤层的瓦斯放出时间和 缩小围岩暴露面，以防瓦斯溢出。5.4.2.超前预报隧道通过煤层瓦斯地层时，必须根据设计资料，结合现场实际情况，对煤层 位置、长度、厚度、瓦斯含量、瓦斯压力、瓦斯涌出速度等指标进行测量和分析， 预测瓦斯参数，做好揭煤准备，及早查明煤层的位置和瓦斯突出性，确保施工安 全。利用弹性波判断前方煤层的具体位置，采用洞内超前钻孔探测瓦斯的含量 及压力，按防治煤与瓦斯突出细则进行煤与瓦斯突出危险性预

7、测，以确定采取 不同的技术措施。5.4.3.钻爆作业1.必须采用湿式钻孔。2.炮眼深度不应小于 0.6m，炮眼应清除干净，炮眼封泥不严或不足不得进 行爆破。3.必须使用煤矿许用炸药。4.必须采用煤矿许用电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段 的延期时间不得大于 130ms。严禁使用秒或半秒级电雷管。5.严禁反向装药。6.爆破网络必须采用串联连接方式，严禁将瞬发电雷管与毫秒雷管在同一 串联网络中使用。7.必须使用防爆型起爆器作为起爆电源，一个开挖面不得同时使用 2 台及 以上起爆器起爆。8.在非瓦斯突出工区进行爆破作业时，爆破 15min 后应巡视爆破地点，检 查通风、瓦斯、煤尘、瞎炮、

8、残炮等情况，如有危险必须立即处理。在瓦斯突出工 区，揭煤爆破 15min 后，应有救护队员佩戴防毒面具或自救器到工作面对爆破效 果、瓦斯浓度等进行检查，确认安全后方可通知送电、开动局部通风机，通风 30min 后，由瓦斯检测人员检测工作面、回风道瓦斯浓度，在瓦斯浓度小于 1%时， CO2 浓度小于 1.5%后，方可解除警戒，允许工作人员进入开挖工作面。5.4.4.加强通风1.加强通风是防止瓦斯积聚和瓦斯爆炸最有效的方法。2.非瓦斯工区的施工通风采用压入式或混合式；低瓦斯工区的施工通风采用压入式或巷道式；高瓦斯工区和瓦斯突出工区必须独立通风，严禁任何两个工 作面之间串联通风。3.瓦斯隧道需要的风

9、量，必须按照爆破排烟、同时工作的最多人数以及瓦 斯绝对涌出量分别计算，并按允许风速进行检验，采用其中的最大值。4.加强通风主要是合理选择风机的功率大小及通风方式，加强通风管理， 保证有足够的风量及风速，以便稀释及加速瓦斯的排出，使洞内瓦斯含量不大于 0.5%。通风设备必须防止漏风，并配备备用的通风机，而且通风机必须设置两路 电源，一旦原有的通风机发生故障时，备用通风机械能够立即供风。由于停电或 检修，使主要通风机停止运转，必须有恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施， 恢复正常通风后，所有受到停风影响的地段，必须经过监测人员检查，确认无危 险后方可恢复工作；所有安装电动机和开关地点的 20m 范围

10、内，必须检查瓦斯浓 度，符合规定方可启动电器；局部通风机停止运转，在恢复通风前，也必须检查瓦 斯浓度，符合规定方可开动局部风机，恢复正常通风。风管应采用抗静电、阻燃 的风管。加强通风按下述原则：当测定和分析属于低瓦斯时，按照正常情况下的通风设计及能力，适当延长 通风时间，风管尽量靠近工作面。当测定和分析瓦斯严重时要作专门的通风设计，采用以压入式为主的混合 式通风。由于瓦斯浓度较高的地方都在开挖面顶部附近，故吹出风管尽量靠近开 挖作业面，一般情况下为 8m10m。当测定和分析具有瓦斯突出的危险时，进行专门的通风设计，洞内风速不宜 小于 1.0m/s。对于瓦斯宜于积聚处，应实施局部通风。.隧道贯通

11、后，应继续加强通风，防止瓦斯局部积聚。5.4.5.加强瓦斯监测1.低瓦斯工区可采用便携式瓦检仪，高瓦斯工区和瓦斯突出工区除便携式 瓦检仪外，还需配置高浓度瓦检仪和瓦斯自动检测报警断电装置。2.采用瓦斯自动报警仪与人工检查相结合，配专职的瓦斯检测员，每班三 人，对隧道进行全天候交叉巡回检测，由洞外向洞内，对机电设备集中地点、各 个作业面、有可能瓦斯聚集处进行检测。对爆破作业，实行“一炮三检制”，即装药 前、放炮前和放炮后对爆破工作面检测。3.隧道内瓦斯浓度超限时的处理措施a.当低瓦斯工区任意处瓦斯浓度达到 0.5%时，超限处 20m 范围内立即停工， 查明原因，加强通风监测；b.当局部瓦斯积聚（

12、体积大于 0.5m ）浓度达到 1.0%时，附近 20m 停工，撤人， 断电，进行处理，加强通风；c.当开挖工作面风流中，瓦斯浓度达到 1.0%时，停止电钻钻孔；d.当煤层爆破后工作面风流中瓦斯浓度达到 1.0%时，继续通风不得进人；e.当局部通风机及电器开关 20m 范围内瓦斯浓度达到 0.5%时，应停机并不 得启动；f.当钻孔排放瓦斯时回风流中瓦斯浓度达到 1.5%时，撤人，停电，调整风量； g.当竣工后洞内任意处瓦斯浓度达到 0.5%时，查明渗漏点，并向设计单位反映，增加运营通风设备。5.4.6.洞内设置双回路电源为了瓦斯隧道保持连续通风，避免诱发瓦斯事故，对高瓦斯工区和瓦斯突出 工区供

13、电系统配置两路电源，其电源线上不得分接隧道以外的任何负荷。供电系 统做到瓦斯浓度超标时供电系统及局部通风机通风电源的自动闭锁。洞内配置 双回路电源线路及完善的检漏装置，变配电设备均采用防爆或隔爆型；隧道施工 时的网电为主回路电源，配内燃发电机组为另一回路电源，用于特殊情况下（瓦 斯浓度超过规定）切断主回路电源时，另一路电源应在 15min 内接通，保证风机 正常运转，仍能满足通风、照明、排水的需要。5.4.7.采用防爆、隔爆设施隧道内高瓦斯工区和瓦斯突出工区的电器设备和作业机械必须使用防爆型。防爆机电设备必须达到国家规定的标准，使用前委托指定的或权威的检测 机构进行检测和鉴定。机电设备和电缆的

14、检查频率要符合周期的规定，发现问题及时处理。防爆性 能受到损坏的机电设备必须立即处理，不符合防爆技术性能要求的不得使用。凿岩时采用湿式钻岩，防止钻头发生火花，洞内操作时，防止金属与坚石撞 击、摩擦发生火花。爆破作业，使用煤矿安全炸药及毫秒电雷管，且毫秒电雷管的总延期时间不 得超过 130s，爆破电闸安装在新鲜风流中，并与开挖面保持 200m 左右的距离。铲装石渣前将石渣浇湿，防止金属器械摩擦和撞击发生火花。实际上，瓦斯隧道内对固定敷设的电缆、照明、信号在采用防爆型后，移动 的电器设备和作业机械，也可采用非防爆型。放炮后，瓦斯浓度在降到 0.5%以下 后才允许作业机械进洞作业，正常通风条件下，瓦

15、斯浓度保持较低的稳定状态； 瓦斯浓度随时监测，一旦出现瓦斯升高情况，超过 1%时作业停止，人员要撤离。5.4.8.照明设施照明采用防爆灯或蓄电池灯。5.4.9.揭煤措施.揭煤方法a.采用远距离放炮揭煤方法。当掘进至距石门 510m 时，打多个超前钻孔， 揭开煤层前掌子面至煤层之间必须留一定厚度的岩墙：急倾斜煤层留 2m；缓倾斜 煤层留 1.5m。当煤层压力小于 1MPa 时采用振动放炮；大于 1MPa 时应先排气降 压，然后再放炮揭煤。b.首先作好爆破设计，使用煤矿安全炸药，采用电雷管起爆，电缆线作导线。 放炮时，要求领工员与工班长、瓦斯检测员、放炮员即“三员”实行“一炮三检制”。 炮眼堵塞用

16、水炮泥，必须用水风钻打眼，不得打浅眼（60cm）。c.采用全断面，一次揭穿煤层。揭煤前后加强瓦斯监测和通风。主风机正常 运转，备用主风机及二路电路保持正常状态。.远距离放炮揭煤施工要求a.炮眼数量多于正常掘进的炮眼数量，掏槽炮眼布置采用直眼掏槽或楔形掏 槽。b.装药量多于正常掘进的所需装药量，确保一次揭开煤层。c.必须用黏土封堵炮眼，并封堵密实，不漏气。d.石门揭煤爆破在洞外起爆，洞内必须停电、停止一切作业，所有人员撤至 洞外，洞口 50m 以内杜绝一切火源。e.揭开煤层后，应检验工作面前方 10m 上、中、下、左、右范围内煤与瓦斯突 出的危险性，确保工作面前方有 5m 的安全区。.半煤半岩段

17、与全煤层段掘进、支护和二次衬砌施工要求a.每循环进尺不宜超过 1.0m，在全煤层中必须采用电煤钻钻孔，应少钻孔、 少装药。b.打穿煤层的炮眼应在岩石段装药，煤层需爆破时，必须采用松动爆破。c.在软弱破碎岩层或煤层中掘进，应采用超前支护或预注浆，防止坍塌或瓦 斯突出。d.爆破后及时锚喷支护及以气密性混凝土进行二次衬砌，及时封闭瓦斯。e.仰拱及时施工，保证拱、墙、仰拱衬砌能够形成闭合整体。f.煤系地层设防段的二次衬砌应预留注浆孔，二次衬砌完成后应及时注浆， 充填空隙，封闭瓦斯。5.4.10.严格执行有关规章制度1.瓦斯检查制度。指定专人定时和经常进行检查，测定风流中瓦斯含量，严 格执行瓦斯允许浓度

18、的规定。瓦斯检查采用瓦斯遥测装置、定点报警仪和手持式 光波干涉仪，随时发现异常情况，及时报告技术负责人，采取措施进行处理。2.洞内严禁使用明火，严禁将火柴、打火机、手电筒及其他易燃品带入洞内； 洞内原则上不得进行电、气焊作业，不可避免的焊接必须在瓦斯浓度 0.5%以下 进行；任何人进入隧道前必须在洞口进行登记并接受检查人员的检查，进入瓦斯 突出工区的作业人员必须携带个人自救器。3.所有瓦斯监测人员、通风管理人员、领工员、技术员、机械操作及维护人 员、炮工、救护人员等所有进洞人员必须经过瓦斯知识和防止瓦斯爆炸的安全知 识培训，持证上岗；同时成立专门的紧急救护组，救护人员未经过专门瓦斯事故 救援培

19、训不准在瓦斯爆炸后进洞抢救。4.瓦斯监测人员必须挑选工作认真负责、有较强的业务能力、经过专业培 训、考试合格后，方可进行瓦斯监测工作。5.瓦斯隧道施工必须成立救护队。救护队与当地矿山救护队建立协作关系， 必要时进行抢险和救护。5.4.11.防突技术措施.接近突出煤层前，必须对设计标高标示的各突出煤层位置进行超前探测， 标定各突出煤层准确位置，掌握其赋存情况及瓦斯情况。.施工时，采用下列 5 种方法中的 2 种对突出危险性进行预测，并相互验 证。a.瓦斯压力法煤层瓦斯压力的测定采用专用的机械装置、液体测压、水泥砂浆封孔测压及 黏土测压等方法。采用黏土测压法时，按下列步骤进行：在测压钻孔内插入带有

20、压力表接头的紫铜管，管径为 68mm，长度 不小于 7m。将特制的柱状黏土（含自然水分经炮泥机挤压成型的炮泥）送入孔内， 柱状黏土末端距紫铜管末端 0.20.5m，每次送入 0.30.5m，用堵棍捣实。每堵 1m 黏土柱打入 1 个木塞，木塞直径小于钻孔直径 1015cm。打 入木塞时应保护好紫铜管，防止折断。在孔口 0.51.0m 处用水泥砂浆封堵。经 24h 水泥凝固后，安上压力表 测压，并详细记录压力上升与时间关系，指导压力稳定为止。稳定后的压力即为 煤层瓦斯压力。b.综合指标法煤层瓦斯突出危险性，按下列两个综合指标判定：D=(0.0075H/f-3)（P-0.74）P/f式中D煤层的突

21、出危险性综合指标；K煤层的突出危险性综合指标；H开挖工作面埋深（m）；P煤层瓦斯压力。取两个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值（MPa）；P软分层煤的瓦斯放散初速度指标（mmHg）；f软分层煤的平均坚固性系数。用综合指标 D 和 K 预测煤层突出危险性的临界值符合下表的规定。综合指标 D、K 的临界值D无烟煤其他煤种0.252015注：12当 D（0.0075H/f-3）（P-0.74）式中两个括号内的计算值都为负时，则不论 D 值 多少，都为突出威胁煤层；地质勘探时进行煤层突出危险性预测时，突出威胁应为无突出危险煤层。c.钻屑指标法钻屑量可用质量法或容量法测定：质量法：每钻 1m 钻孔，收集全部钻

22、屑，用弹簧称称量质量。容量法：每钻 1m 钻孔，收集全部钻屑，用量具测量钻屑体积。钻屑解吸指标（h2）的测定：钻孔时，在预定的位置取出钻屑，用孔径 1mm 和 3mm 的筛子筛分，将筛分 好的 13mm 粒度的试样装入 MD-2 型解吸仪的煤样瓶中，试样装至煤样瓶刻 度线水平（10g 左右），自钻孔钻至该采样段起经 3min 时记录解吸仪的读数，该值即为h2，单位为 Pa。钻吸解吸指标（K1）测定：钻孔取样同上，使用仪器为 WTC 型突出预测仪，测定时每钻进 2m，取一次 钻屑作解吸特征测定。取样时，备好秒表、筛子，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

23、，当钻屑量不少于 100g 时， 停止取样，并继续进行筛分，最后把已筛分好的 13mm 的煤样装入 WTC 仪器的煤样罐内，盖好煤样罐，准备测试。当秒表走到 t0时（通常规定 t0为 12min），启动仪器采样键进行测定，经 5min 后，当仪器显示 t0时，用键盘输入 t0，按监控键，仪器显示 L0，输入 L0，按监控键，仪器进行计算，并显示 Fi，此值即为 K1 值。 d.钻孔瓦斯涌出初速度法测试过程中，当钻孔进入煤层后，应换 1.2kW 电煤钻、42mm 直径麻花 钻杆 10m 钻孔，并启动秒表，钻进速度宜控制在 1m/min 左右，每钻完 1m 煤孔 后，应立即撤出钻杆，插入钻孔瓦斯涌

24、出初速度测定装置。在 2min 后开始读取瓦 斯涌出量值，然后关闭通向煤气表的阀门，读出压力表上显示的瞬间解吸压力值。 在测定瓦斯涌出量前，测定 K1 值的煤样采集与钻粉量的收集应一并完成。当钻 孔瓦斯涌出量大于 6L/min 时，在第 5min 后应继续读取 1min 瓦斯涌出衰减量， 衰减系数 应大于 0.65。当 0.65 时，煤层有突出危险。钻孔速度必须严格控制，钻杆拖动排煤粉时，必须控制孔径扩大。 孔位应选在排放（或抽放）孔之间或瓦斯排放空白区煤层的软分层中。 钻杆进尺应有明确的标记，接煤粉的容器应保证煤粉能够全部进入容器内。初速度测定装置的封孔压力必须保持 0.25MPa，保证封孔

25、严密，初速度 测试结果准确。初速度测定装置各段联接处，必须配有胶垫，保证气密性。测试管胶端 的小孔必须通畅无阻，避免煤粉堵塞小孔造成涌出量降低。e.“R”指标法在工作面钻不少于 3 个直径为 42mm，深度为 10m 的钻孔，钻孔应在软 分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点 应位于隧道轮廓线外的 24m 处。钻孔每打 1m，测定一次钻屑量和钻孔瓦斯涌出初速度，根据每个钻孔 的最大钻屑量和最大瓦斯涌出初速度按下式确定各孔的 R 值：R（Smax1.8）（qmax4）式中Smax钻孔最大钻屑量（kg/m）；qmax钻孔最大瓦斯涌出初速度（L/min）。临界指标 Rm 取 6，当任何一个钻孔中的 RRm，该工作面为突出危险工 作面，当 R 为负值时，用单项（取公式中的正值项）指标。3.防治煤与瓦斯突出采用以钻孔排放为主的措施。当排放不理想时，深孔 松动爆破，加速排放；深孔松动爆破使用安全炸药和毫秒电雷管；松动爆破时，必 须撤人、停电、洞外引爆。4.揭煤放炮前必须加强防护，防止大坍塌。