灵岩山瓦斯防治方案Word文档格式.docx

1、9）、铁路瓦斯隧道技术规范和客运专线铁路隧道工程施工技术指南。二、现行规范及标准1）公路工程地质勘察规范（JTJ064-98）2）公路工程水文地测设计规范（JTG C30-2003）3）公路路线设计规范（JTJ 01194）4）公路路基设计规范（JTG D302004）5）公路隧道通风照明设计规范（JTJ 026.11999）6）公路隧道设计规范（JTG D702004）7）公路隧道施工技术规范（JTJ 04294）8）公路隧道施工技术细则（JTG/T F60-2009）9）公路、桥梁、隧道施工新技术、新工艺与验收规范10）铁路瓦斯隧道技术规范（TB101202002）11）煤矿安全监控系统及

2、检测仪器使用规范（AQ10292006）12）爆破安全规程GB6722-2003三、建设单位提供的文件及资料1、招标书2、 都江堰发展和改革局关于都江堰市老城阿公路灵岩山隧道工程可行性研究报告的批复，都发改项目【2009】163号3、四川省单独选址建设项目用地地质灾害危险性评估报告（一级评估）备案表，编号：川国资环备（2009）114号4、都江堰市林业局关于都江堰成阿公路灵岩山隧道项目及林业方面有关问题的正明5、.都江堰风景名胜区管理局关于同意实施灵岩山隧道工程的函6、中国华西工程设计建设有限公司编制的都江堰市老成阿公路灵岩山隧道工程可行性研究报告7、可行性研究报告编制单位的资质证书8、相关主

3、要技术图件及资料。第二节 工程概况一、地理位置和交通条件成阿公路灵岩山隧道位于都江堰市城区西侧。都江堰渠首上游的紫坪铺镇域范围内，距市中心约2 公里，与成都市的空间距离约60km，是沿老213国道从都江堰市进入北部山区龙池、虹口、紫坪铺等三个镇的重要通道，详见交通位置图。二、隧道工程概述灵岩山隧道设计为单洞双向行驶隧道，采用设计速度V40km/h，二级公路等级技术标准，路线起点由金叶宾馆前道路引入，穿越灵岩图1 交通位置图山，出口从景区北大门公路下穿出洞，由规划中的滨江小镇道路顺接。灵岩山隧道工程分为正线DK0+00DK1+648.36及改移道路GDK0+00GDK0+365.81两部分，正线

4、主体工程为隧道。路线全长1648.36米，隧道长约1412米，隧道建筑限界为净宽：0.75+0.25+23.5+0.25+0.759m，净高为5.0m，隧道属于类、类围岩，围岩级别分别是级围岩：622m；级围岩：780m。设计采用进口、出口两个方向贯通掘进的施工方案。按新奥法原理组织施工，采用风动凿岩机钻孔，防爆型导爆管起爆，实施台阶法开挖、光面爆破法，初期支护采用拱、墙网喷混凝土并设拱部系统药包锚杆，二次模筑砼衬砌采用曲墙整体式衬砌。详见图二，路线方案图，图三、路线方案剖面图及图四、隧道内轮廓图。图二 路线方案图图三 路线方案剖面图图四 隧道内轮廓图三、工程地质条件1）地形地貌隧道所处区域属

5、中低山地貌区，位于龙门山脉中南段东侧边缘，紧邻广袤的成都平原，西南侧为岷江。隧道区域内海拔高程7001000m，相对高差200m，地表植被茂盛。交通方便。 2）工程地质条件 地层岩性测区上覆第四系全新统人工填土（Q4ml），坡残积（Q4dl+el）粉质黏土，坡崩积（Q4dl+col）碎石土、第四系上更新统资阳组二段（Qz2）碎石土和粉质黏土，下伏基岩为三叠系上统须家河组（T3x2）砂岩、泥岩、页岩夹煤层。人工填土（Q4ml）主要有粉质黏土，碎石土、卵石土和块石土，分布于隧道进口端坡脚缓坡地段和既有公路路堤。厚1 6m。第四系全新统坡残积（Q4dl+el）粉质黏土，含约20%的砂岩质碎石角砾，广

6、泛分布于测区内斜坡上面，厚02m。第四系全新统坡崩积（Q4dl+col）碎石土，砂岩质碎石约占60%，厚520m。分布于冲沟内。第四系上更新统资阳组二段（Qz2）分布在岷江一级阶地，由粉质黏土、碎石土、卵石土组成，具二元结构，一般厚18m，主要位于隧道出口端，隧道进口端路基人工填土下亦有分布。三叠系上统须家河组（T3x2）由砂岩、泥岩、页岩夹煤线组成，岩性复杂，岩石软硬不均匀，差异风化严重。砂岩主要以粉细砂岩、长石石英砂岩和泥质砂岩为主，中厚层状，质较硬，岩体较完整，以强风化弱风化为主；页岩以粉砂质页岩和炭质页岩为主，薄片状，夹多层层厚215cm的薄层煤和煤线，以全风化强风化为主，岩体破碎，层

7、间结合差，质软；泥岩以粉砂质泥岩为主，薄层状，以全风化强风化为主，岩体破碎，层间结合差，质软；全风化岩石呈土状，碎片状，强风化岩石呈碎石角砾状，质软，弱风化质硬，岩体完整坚硬。地质构造及地震动参数测区处于龙门山隆起褶皱带东侧，龙门山隆起褶皱带属华夏系构造体系，是一褶皱、断裂活动强烈、规模巨大的构造带，线路正处于江油灌县断层带与成都平原的结合带。线路左侧200m以远发育二王庙断层，受该断层影响，区内岩石节理发育，岩体破碎，产状变化较大，进口端岩层产状：N40W/35SW、N35W/54SW、N30W/8SW。洞身及出口端N52E/69NW、N25E/52NW、N40E/79NW等。根据2008年

8、6月11日批准的实施的四川、甘肃、陕西部分地区地震动峰值加速度区划图、四川、甘肃、陕西部分地区地震动反应谱特征周期区划图：本区地震动峰值加速度为0.20g（相应地震烈度为度），地震动反应谱特征周期0.40S,相关工程应按规定设防。水文地质特征测区地表水发育，线路左侧200m以远为岷江，为区内主要河流，隧道洞身沟槽中仅有季节性水流，水量小。据化验属C-Ca-Na 型水，该水所测项目无分解类腐蚀，在类环境下无结晶类腐蚀。地下水主要赋存于T3xj-2砂岩中，测区范围未发现有地下水的露头。地下水埋藏较深，属于弱中等富水岩组。据取钻孔水作水质化验，属C-Na+ 型水，该水所测项目无分解类腐蚀，在类环境下

9、无结晶类腐蚀。本隧道穿越含煤地层，按照经验：煤系地层水质一般对砼具有弱硫酸型侵蚀或弱中等溶出性侵蚀，隧道施工时应加强水质复查。隧道穿越区为砂质页岩和泥岩地区，岩性单一，含一定量的基岩裂隙水，采用降水入渗法对隧道涌水量进行初略预测； 隧道正常涌水量3000m3/d，雨季施工时最大涌水量4500m3/d。不良地质隧道洞身穿越地层属须家河组煤系地层，在该隧道段主要是煤线及薄煤层，存在瓦斯气体和煤层采空区等不良地质问题。须家河组（T3x2）二段含煤地层贯穿全隧道，呈单斜构造，受附近二王庙断层影响，岩层走向偏转，倾角变化大。因测区内植被茂盛，基岩露头较差，在野外零星见煤线出露，在公路边坡附近多处可见，厚

10、度约115cm，各煤层的间距23m，煤层相间分布于砂岩和泥岩的接触部位。据在钻孔中采集气体做成分分析，瓦斯气体主要成分以甲烷（CH4）为主，甲烷（CH4）标准状态含量0.51（g/L）, 甲烷（CH4）250C状态含量0.47（g/L）,摩尔百分数为66.70%。属高浓度瓦斯隧道。另外，在线路右侧1300m附近分布有灵岩煤矿，隧道出口端以北公路边为石厂湾煤矿，二者直线（直线走向约N500E）距离约1000m，据访问煤矿工人李西银：灵岩煤矿和石厂湾煤矿同属于都江堰工业局管理，有矿工100多人，年产煤4万吨，煤厚5-15cm，可采煤三层，煤质较好，开采煤时未发生煤和瓦斯突出事故，开采年代58年89

11、年。灵岩煤矿和石厂湾煤矿开采的是相同层位的三层煤，只是开采标高不同而已。小煤洞：在隧道洞顶附近分布一小煤洞，因年代久远，目前洞口已被掩埋，该煤洞开采于70年代，大队组织开挖，有十多人在农闲时开采，巷道高约1米，宽2-3米，每天采煤12吨煤。煤洞沿NE方向延伸，长度大于100m。线路在该段埋深约50m，因煤洞规模小，可行性研究报告推测隧道从该煤洞的下方通过，煤洞对隧道有一定的影响。第二章 通风、瓦斯、监测综合治理技术灵岩山隧道穿越地层属三叠系须家河组煤系地层，在该隧道段主要是煤线及薄煤层，存在瓦斯气体和采空区等不良工程地质问题，另外，在施工过程中。其它有毒有害气体，如二氧化碳、一氧化碳、硫化氢、

12、二氧化氮等均伴随隧道掘进从岩石裂隙及爆破烟尘中产生，在矿井生产中上述有害气体统称为瓦斯，由于从煤（岩）层涌出的主要是甲烷，习惯地将甲烷称为瓦斯，本次编制的技术方案主要针对隧道通过煤层的瓦斯隧道施工。都江堰市高速公路董家山隧道穿越三叠系须家河地层，含有煤层、断层及褶曲较多，经常有瓦斯涌出，在施工过程中，由于管理不善，安全措施不到位，隧道左洞曾发生一起瓦斯燃烧事故，时隔一年，2005年12月22日，隧道右洞发生了特大瓦斯爆炸事故，造成了44人死亡，11人受伤，为提高灵岩山隧道施工安全水平，防止同类事故再次发生，编制防治瓦斯事故的技术方案是十分必要的。第一节 施工方法与施工工艺隧道通过煤系地层，含有

13、瓦斯地段时应遵循的施工原则：短进尺、弱爆破、强支护、勤监测、加强通风、快锚喷。一、短进尺隧道通过煤层地区,因煤层有瓦斯溢出,围岩软弱,应力较大。每次开挖进尺控制在1m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。二、强支护1）加大支护厚度，采用长锚杆支护,使32自进式锚杆,长度为68m,超前支护。开挖后采用型钢加工成U型钢架，两次喷射砼，先喷20cm，待变形后再喷15cm，总厚达35cm。提高模注砼衬砌刚度。2）提高衬砌材料强度。衬砌分二次，内层25cm，处层55cm，两层之间用塑料薄膜作为瓦斯的隔离层。3）采用C30钢钎维砼，外层加受力钢筋

14、，仰拱与拱墙一致，形成“加固围岩，改善变形，先柔后刚，先放后抗，变形留够，底部加强”的支护原则。三、勤监测采用双保险的监测措施，即设置自动监测监控系统，与人工现场监测相结合的方式，具体监控措施详见本章第四节。四、弱爆破瓦斯隧道的爆破作业必须使用符合煤矿安全规程的煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，并采取以下安全技术措施：1）爆破作业应由专职爆破员担任，专职爆破员由专门培训机构培训，考核合格，并取得爆破作业证书，持证上岗；2）爆破作业应执行“一炮三检”制度及“三人联锁”放炮制度；3）专职爆破员应依照爆破作业说明书进行作业；4）爆破作业应具备以下几个条件:（1）工作地点有新鲜风流，风量和风速符合相关要求

15、；（2）使用的爆破器材和辅助爆破器材检验合格，并取得矿用产品安全标志；（3）爆破前应对作业面20m范围内的隧道进行洒水降尘；（4）爆破作业的20m区域内，瓦斯浓度应低于1%；（5）应使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药；（6）应使用煤矿许用毫秒电雷管，从起爆到最后一段的延期时间不应超过130ms。5）在揭开煤层前的安全岩性开始，进入煤巷及半煤岩巷，直到进入全岩巷道施工前的全过程还应采取以下安全措施，防止突出及软岩巷道出现坍方等事故。（1）爆破作业应按专门设计及规定执行；（2）预探（通过煤层之前先通过打探孔探测煤层位置）;（3）预测（施钻预测孔,取样试验确定是否有突出危险）;（4）预排（对有突出

16、危险的煤层预先排放瓦斯）;（5）检验（打孔取样检验预排效果）;（6）震动放炮揭石门（若检验有突出危险，编制专门防突出设计，用震动放炮把煤层之前的岩柱揭开）;（7）超前支护下掘进;（8）设置加强的初期支护;五、加强通风瓦斯隧道通风方案详见本章第二节。六、快锚喷由于煤层软弱松散,爆破后往往不等支护产生坍塌冒顶,因此必须设置超前支护。采用自进式注浆锚杆作为超前支护，利用中空立杆身注浆（带止浆塞）注浆压力须达到2.0MPa,水泥浆固结半径达到1520cm,锚杆间距为0.2530cm,胶结煤粉,使得环型相对稳定,不发生煤粉散落。由于煤层地段围岩多为、类，应力高，开挖后加强支护会产生大变形，其初期支护参数

17、见下表普通煤层地层初期支护参数围岩类别喷 砼（cm）钢筋网（mm及cm）锚杆预留变形量钢格栅栏20812203m10012四肢501068208注：表示间隔。第二节 通风管理一、隧道通风方法、方式通风是降低有害气体浓度、防止有害气体积聚的最有效手段;通风可以不断向洞内送入新鲜空气,排出有害气体和降低粉尘浓度,从而改善洞内施工环境,确保洞内施工安全和人体健康,提高生产效率。由于地形、地质条件限制, 设计采用进口、出口两个方向贯通掘进的施工方案,采用机械压入式方案。灵岩山隧道断面大,所需风量较大,施工中的调整布置、合理匹配、防漏阻降均是通风的技术关键。由于隧道煤层具有突出的危险,根据煤矿安全规程规

18、定,宜采用压入式通风。可研报告中设计采用天津风机厂生产的88-1型风机，功率为110KW，1000MM风筒，进行连接管路至掌子面附近完成通风作业。通风机设在洞口外侧，距离洞口距离不小于20M，以保证充分的新鲜空气压入。二、风量计算隧道施工中，掘进工作面所需的风量与施工方法、作业的机械配套条件关系很大，且在一个作业循环中，施工不同作业工序对风量的要求也有较大差别。进行风量计算的目的是为正确选择通风设备和设计通风系统提供依据。通风系统的供风能力应能满足工作面对风量的最大需求。掘进工作面所需风量可分别按下列方法计算，并取其最大者作为供风标准。1）施工采用钻爆法，按经验公式计算：Q采 =25AC （公

19、式5） 式中25每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/minkg；AC掌子面一次使用最大炸药量。2）按排出粉尘计算风量粉尘允许浓度,每立方米空气中,含有10%以上游离二氧化硅的粉尘必须控制在2 mg以下。按排尘风速计算风量QvA式中Q需要的通风风量v排尘风速，一般取0.3m/sA隧道开挖断面积，m2。3）按施工隧洞内的最多人数计算风量根据铁路、矿山等部门颁发的隧道施工技术规范规定，每人每分钟供给风量不得少于4 m3,则Q4NN隧洞内的最多人数4）按瓦斯涌出量计算Q掘 =100q掘kj Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。kj掘进工作面因

20、瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。5）另外，隧洞内风速不得低于1.0m/s，同时结合施工过程中的实际情况，针对运输方式对运输车辆配风也应满足煤矿安全规程的规定。三、通风机选择选择施工通风设备的程序是:确足通风方式;计算风量，选择风管，计算通风阻力，选择通风机。确定通风方式常常是与确定施工方案一起进行的。在确定了施工方案以后，才能确定独头掘进的长度和通风长度，然后才能计算工作面风量。选择风管直径的主要依据是送风量与通风距离。送风量大，通风距离长，风管直径就应选大些。另外，还要考虑隧道断面大小，以免风管无法布置或易被机械或车辆撞破。选择风管，除了考虑技术上可行之外，还要考虑在经济上合理。风筒直径小，成

21、本低，但耗电量比较大，风管直径大，成本高，但单机送风距离长，耗电量少。另外，选择价廉质次的风管，漏风多，易损坏，更换的也多，选择优质风管，一次投入多，但通风效果好，使用寿命长，综合经济性可能更优越。应根据工程实际情况进行全面分析。四、隧道通风措施1、瓦斯隧道施工前，要根据勘测设计文件提供的隧道瓦斯最大涌出量、里程段落长度、投入机械设备及人员数量等因素，考虑一定富裕系数，提前做好通风设计计算，确定施工通风风量、风速（不小于0.25m/s），科学选配隧道施工通风所需风机、风管的性能和规格。确保隧道空气中的瓦斯浓度稀释到允许浓度以下。2、瓦斯隧道施工通风设计计算选配通风机械设备要考虑设备故障因素，配

22、备足够的备用设备，防止设备故障造成洞内瓦斯积聚与超限。3、要选用防爆型风机、阻燃型防静电风管，风机距洞口20米布设。4、施工过程中加强瓦斯隧道施工通风管理，对通风机械设备、通风管路要做到经常性维护保养和检查，降低通风系统的故障率、减少通风管路的漏风量，确保施工通风系统正常和通风效果。5、瓦斯隧道施工通风机必须设两路供电系统，并装设风电闭锁装置。当一路电源停止供电时，另一路电源应有15min启动，保证风机的运转。注意保证施工通风供电线路的维护、管理和检修，必须配置自发电及备用供电系统，避免因停电或供电线路故障时造成洞内瓦斯积聚或超限。6、因停电、通风机械设备故障等因素造成的通风系统停止运行，在恢

23、复正常通风后，对隧道上部、坍塌洞穴、避车洞等通风不良、瓦斯易积聚的地点，应加强检查，设置通风设施，当检查超过此浓度时，应停止施工，撤出人员，切断电流，停止电动机运转或开启电器开关，待进行局部充分通风处理后，由瓦斯检测员进行再次专项检测，证实瓦斯浓度低于规定允许浓度，确认安全后方可恢复施工。7、工作面若采用射流风机通风，由于局扇或供电故障造成局扇停风时，在恢复通风前，必须检查瓦斯浓度，证实爆破工作面附近20米范围内的CH4浓度不超过1%，且风机及其开关附近10米风流中，CH4浓度不超过0.5%时，方可启动风机通风。否则，必须先采取相应排除瓦斯的安全措施。8、因工序衔接、施工组织等临时停工的施工地

24、点不得停风，不得在停风或瓦斯超限的区域进行机械施工作业。9、对施工通风系统或通过设施等出与异常时，如通风风筒脱节或破坏等，必须及时组织修复，尽快恢复正常通风。10、发生瓦斯涌出、喷出的异常状况时，必须及时采取措施，首先考虑杜绝一切可能产生火源、断电、加强通风，同时尽快撤出施工人员，对隧道进行警戒，进一步研究考虑采取抽排瓦斯的具体安全措施。第三节 瓦斯防治有害气体综合治理目前对隧道内有害气体的综合治理,主要是采用超前探测、排放、通风、防护、注浆止气及气密性混凝土封闭等方法。一、超前探测、排放利用KDL-3型防爆地质雷达对开挖面至前方60 m范围进行超前探测,了解其地层构造、含气状况,对探测出的裂

25、隙发育、连通性好的含气层或较大的气囊,用ZY-150钻机进行超前钻探,对有害气体进行判断,并通过钻孔排放有害气体。在每个开挖循环作业之前,加强局部钻孔以便对开挖面前方5 m范围进行探测,判断是否有有害气体逸出。超前钻孔的位置可根据岩层产状确定:当掘进由煤层顶板进入煤层时,超前钻孔布置在隧道底部;反之,当掘进由煤层底板进入煤层时,超前钻孔布置在隧道顶部。采用5m超前钻探工艺,避免了钻机的频繁移动,不中断隧道的正常掘进。同时由于科学布孔,最大限度地发挥了钻孔作用。超前探孔还可兼做炮眼,既节约了成本,又提高了功效。二、通风详见本章第二节。三、防护（1）隧道内机电设备均采用防爆型,在有害气体含量高地段

26、施工,作业人员必须携带个体自救器。爆破采用煤矿许用安全炸药以及非电毫秒起爆系统和电雷管引爆,洞内人员全部撤离,洞外起爆。通风后,先由救护人员带灭火器、自救器及检测仪进入工作面,经检查无燃烧、无有害气体涌出后再供电,待检测各种有害气体浓度降至安全标准以下后,才能开始出碴作业。（2）因公路隧道断面大,在有害气体含量高的地段,开挖前采取超前注浆封闭,且开挖后均喷射混凝土,因此瓦斯渗出量较小。一般开挖、打眼、放炮时可能瓦斯渗出量较大,因此,洞内任何一处瓦斯浓度超过1%时,则洞内必须停止施工,人员撤出。（3）洞内不能停止通风,必须有备用电源。四、注浆止气对有害气体含量高的地段,为施工及营运安全,采用小导

27、管注浆封闭周边围岩裂隙,防止有害气体渗漏。使用42钢管钻梅花孔,管长5 m,沿开挖周边以58外插角钻孔,钢花管插入孔内,孔口用锚固剂堵塞缝隙。注浆用水泥-水玻璃双液浆掺BR增加型防水剂,其配合比为:水水泥水玻璃防水剂=110.670.256,注浆压力为0.70.9 MPa。五、气密性混凝土在瓦斯设防段,初期支护采用气密性喷混凝土封闭瓦斯,二次衬砌采用全封闭复合式衬砌,模筑气密性混凝土,气密性混凝土渗透系数小于1010-11 cm/s。六、防爆与防煤层瓦斯突出有害气体防治,最重要的内容就是防爆与防煤层瓦斯突出。防爆可通过加强通风对洞内瓦斯进行稀释,使其浓度降至安全浓度以下;同时采取控制火源、使用

28、防爆电器、防爆机械等手段来实现。而防煤层瓦斯突出,必须先预测煤层是否具有突出危险,然后根据预测情况采取相应的措施。在隧道工作面距煤层5 m垂距时停止掘进,掌子面布置3个测压钻孔,测定瓦斯压力和瓦斯涌出量。如瓦斯压力大于1 MPa或单孔涌出量大于5 L/min时,必须采取防治突出措施,同时近距离布孔排放瓦斯,释放瓦斯压力;当瓦斯压力降至0.61 MPa（或瓦斯压力本身为0.61 MPa）时,可采用远距离放炮或微震动爆破法揭穿煤层。若瓦斯压力小于0.6 MPa时,可正常掘进。为了保证既能一次揭开煤层,又不致围岩因过度“震动”而引起坍塌,应结合掘进在工作面进行爆破试验,不断调整和修正爆破参数,使之达到最佳的爆破效果,并尽可能减少对围岩的扰动。揭煤后应及时支护,加固围岩,以防坍塌;并尽快采用气密性混凝土衬砌封闭,以防瓦斯渗出。七、其它方法利用有害气体的化学、物理特性,采取下列措施,也可降低有害气体浓度:（1）对H2S气体,可向煤体或岩体压送石灰水及化学浆液。（2）水幕降尘,把水雾化成微细水滴射到空气中,使之与空气