瓦斯施工（共12篇）
瓦斯施工 篇1
地下空气的有害气体, 主要是一氧化碳、硫化氢、二氧化碳和二氧化氮。沼气为可燃烧和爆炸的气体。具有窒息性气体, 主要是二氧化碳。以上气体皆具有毒性, 因此把上面的这些有害气体, 总称为瓦斯。由于从瓦斯层也叫煤 (岩) 层涌出的有害气体主要是沼气, 人们通常将沼气称为瓦斯, 重点指隧道通过瓦斯层的瓦斯隧道施工。防突出、防爆炸、防溢出为隧道煤系瓦斯地段施工要点。
1 瓦斯隧道施工技术关键
1.1 正确运用防爆电器和作业机械。
根据《铁路瓦斯隧道技术规范》内容规定, 在除低瓦斯工以外的工区施工时, 使用的电器设备和作业器械必须为防爆型。原因是在瓦斯隧道中, 时常会出现一些无法想象到的事情, 通过运用防爆电器和作业机械, 能很大方面的避免意外的发生。然而, 如果遇到一些低瓦斯工区和瓦斯含量较低的情况, 你也可以使用非防爆电器和工作器械。
1.2 供配电的规定。
在隧道中瓦斯浓度很高或者很明显这样的情况下, 我们设置两条回路在瓦斯隧道施工用电设备中, 原因是如果其中的一个电源出现问题不再供电的情况, 剩下的那个回路可以承担我们在隧道中施工用电所需要的全部的电荷, 从而使隧道内空气顺畅, 避免瓦斯浓度过高的问题发生。另外还可以准备一个自备发电站作为备用电源以防发生问题。电源电压应最高不超过1000V, 最低不低于380V, 以此作为标准。电压要按照波动范围额定值的±5%波动在高压情况中, 低压为波动额定值的±10%。应存在单独照明系统, 这是为了保证正常工作照明和人员遇到危险时能够安全有序的撤出, 并且能够做到具有成效的对险情进行处理和分析, 不但要做好常规保护, 并且应该有高灵敏度可调漏电保护装置, 确保防爆符合要求和人身安全不受到威胁。
1.3 瓦斯的检测。
在施工的时候, 既要做到确保隧道中瓦斯浓度维持在一个很低的状态, 同时也要做到对瓦斯浓度很好的检测方法。人们通常使用以下3种方法:第一种方法是实验室分析:我们把坑道中的空气试样送实验室进行分析, 分析的过程中要用气体分析器、气相色谱仪对成分处理。虽然实验室方法测定精度很高, 但花费人们的时间太长。第二种方法是现场检查:使用可随身携带的仪器前往现场直接测量空气中一些气体的含量。第三种方法是瓦斯遥测:采用自动化远程监控技术和远程控制技术, 这两种技术具有距离长、固定位置、能够长时间、不断准确表示瓦斯含量, 当某种气体不符合限定时, 可报警或自动断电。
1.4 隧道施工中的瓦斯监测。
1.4.1施工单位应设置完善的检测监管制度, 需不断严谨采用巡回式检测方式, 以远程操控自动化系统这种技术和人工现场管理汇合的“双保险”管理制度。远程操控自动化监测管理系统是由洞口监测中心 (主要配置主控计算机) 以及控制洞穴内部的站点组成。除此之外洞内每个工作地点、各巷道、设立的塌方空洞、转角以及其他一些地方的的瓦斯含量探头、对风速的监管、自动报警器等其他的一些原件。洞口的监测中心依靠探头无论在什么时间都可以知道洞内各处瓦斯含量以及风速情况, 如果隧道内瓦斯浓度小于0.5%时, 我们需要每隔一个小时检测一次, 如果浓度大于0.5%, 我们需要随时准备调整。安全隐患的产生通常是忽略改变风量及机械设备的配置, 施工地点排气效果不好以及排风设备性能不正常, 最后导致瓦斯汇聚, 从而引发事故。然而只有自动监控体系是远远不足的, 探头不可以接触开挖面, 如果那样放炮时可能损坏, 因此与人工检查相协调, 履行“一炮三检”制。1.4.2设置完善专业的瓦斯监测管理体系, 从而使得施工人员的安全受到保障。如瓦斯隧道建设, 瓦斯的测定有不同的方案。瓦斯隧道建设, 产生的瓦斯最多的时候是在凿眼过程中和放炮之后这两个关键步骤中。原因是在于放炮过程中使隧道与瓦斯层接通, 结果发生瓦斯泄露的后果, 另外在放炮之后, 很多新鲜的岩石层与空气接触, 导致深埋地下的瓦斯层显露在空气中, 结果导致很多瓦斯溢出。所以, 在这两个过程中, 关键之处就是对瓦斯的检测。
1.5 施工通风。
在施工建设中瓦斯隧道聚集十分多的有害气体以甲烷为主, 这种气体轻易就能导致火灾、爆炸等问题的产生, 这些问题都会对隧道施工人员的安全方面导致严重的后果。另外, 在隧道施工的建设中, 职工的健康会受到开挖、喷浆这样能产生很大灰尘的项目的影响。因此隧道掘进作业环境要满足国家要求的卫生标准:坑道中氧气浓度根据本省的体积计大于等于20%。二氧化碳含量小于等于0.5%;坑道内温度小于等于30°。有害气体含量中的一氧化碳 (CO) 小于等于0.0024%, 二氧化氮 (NO2) 小于等于0.00025%, 二氧化硫小于等于0.0005%, 硫化氢 (H2S) 小于等于0.00066%, 氨 (NH3) 小于等于0.004%, 根据《煤矿安全规程》在2004年左右的限定, 日常建设应小于等于0.5%。所以, 人们应注意瓦斯隧道施工建设中瓦斯的排放及扬尘这两个要素, 从而确保施工安全及人员的生命健康。正常机械通风使用压入式和巷道式, 但是情况很重的, 很危险的工区应使用巷道式通风的手段。有效而又快捷的通风是减少隧道内瓦斯浓度的有效方案, 建筑工人也常常使用这种方案来降低瓦斯浓度。全工区通风的需要用到主扇;局部的独头巷道通风需要用到局扇。主扇需要和备用风机相匹配。各个工区的局扇需要一些备用量, 局扇应采用风电闭锁装置, 通风管应具备阻燃和抗静电性能。
2 瓦斯隧道施工技术措施
2.1 设计合理的施工方案。
要设计一个正确的施工方案, 要了解瓦斯隧道的划分和分级。隧道施工过程中, 我们在施工检测中检车到瓦斯, 从前10m的瓦斯层联通瓦斯层之后10m都是影响范围, 我们因此根据施工。还有其他的因素如地址条件、预测的瓦斯含量等其他原因, 我们将瓦斯层的每个区域进行分类。施工中对依照每个瓦斯隧道每个地段的瓦斯涌出量和压力情况分为非瓦斯工区、一般瓦斯工区、严重瓦斯工区、有煤与瓦斯突出危险工区这几个区域, 每个区域的施工方法和施工机械上都是不同的, 因此施工和降低造价也不同, 像一般瓦斯工区不仅应加强通风和瓦斯管理, 还要使用普通的非防爆施工机械和电气设备;而特别严重瓦斯工区则适用防爆设备这样的设备。在不同的隧道地质和施工情况不同, 施工人员使用不一样的施工策略, 这样的施工策略还是评比施工单位的综合能力, 同时还是隧道安全施工的坚强的基础。通过无数的事例隧道施工策略规划的不正确导致无数的施工事故。例如, 施工现场的施工人员面对隧道围岩出现的变化时, 他们想要不改变施工进度和节使施工成本更低, 他们可能不会立即更改施工策略, 而是心存侥幸继续施工, 结果导致隧道塌方的严重后果, 更加危险的是会给施工人员致命危机。另外, 虽然有很好的技术方案, 但在施工过程中也有失败的事例, 原因是施工方对施工技术的管理要求不高。还有, 当我们在建设隧道时, 提前不符合设计要求的情况时, 会有掌子面的围岩坍塌和一次衬砌的塌落的后果。
2.2 瓦斯预测的方法。
施工采用的是ZY-150型全液压钻机进行水平超前钻探采集煤样, 测定煤的坚固系数和瓦斯放散初速度, 来达到瓦斯预测的效果。
结束语
瓦斯隧道施工的核心是防爆、防突、防塌。为使事故不会发生, 我们应务必仔细的做好瓦斯的检测监测和通风, 从而确保施工技术方案科学合理, 使施工安全, 又节约成本。
参考文献
[1]刘锋.公路瓦斯隧道施工技术探讨[J].黑龙江交通科技, 2013.
[2]郡俊毅, 阐子健.瓦斯隧道施工技术总结[J].现代隧道技术, 2012.
瓦斯施工 篇2
一、瓦斯的定义、成分
瓦斯是矿井开采过程中涌入采掘空间的有毒有害气体的总称由于其主要成分是甲烷(CH4),所以在煤矿中通常把甲烷叫瓦斯。
基本特征
1.甲烷是一种无色、无味、无毒的气体，它难溶于水，扩散性较空气高1.6倍，甲烷虽无毒，但当浓度很高时会引起窒息。
2.甲烷不助燃，但在空气中具有一定浓度(5%-16%)并遇到高温(650-750℃)时能引起爆炸。
3.根据相对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形式，矿井瓦斯等级划分为：
a)低甲烷矿井。b)高甲烷矿井。
c)煤及甲烷突出矿井。
二、瓦斯隧道的定义、分类
一座隧道只要在勘测阶段或施工过程中有一个煤层发现瓦斯，该隧道为瓦斯隧道。
瓦斯隧道工区分为瓦斯工区和非瓦斯工区，其中瓦斯工区分为微瓦斯工区、低瓦斯工区、高瓦斯工区。
瓦斯隧道绝对瓦斯涌出量判定指标
微瓦斯工区绝对瓦斯涌出量＜0.3m3/min 低瓦斯工区绝对瓦斯涌出量≥0.3m3/min 高瓦斯工区绝对瓦斯涌出量≥ 3 m3/min
三、瓦斯的生成
瓦斯是植物残骸在成煤过程中伴生的产物，成煤过程可以分为两个阶段。瓦斯存在形态
包含在煤层中的瓦斯处在游离状态和吸附状态充填在煤的孔隙或裂隙中。
1.煤的瓦斯吸附量随变质程度增高而增大。2.煤吸附瓦斯量随瓦斯压力增高而增大。3.煤吸附瓦斯量随煤的温度增高而降低。4.水分的存在会大大降低吸附瓦斯容量。瓦斯压力测定方法
1、手工封孔
2、注浆封孔
3、机械封孔器封孔
4、液压式封孔器封孔
5、胶圈——压力粘液封孔 瓦斯含量测定
1、间接测定法
2、直接测定方法
3、解吸法
四、瓦斯喷出及预防
预防瓦斯喷出首先要加强地质工作，查清楚施工地区的地质构造、断层、溶洞的位置、裂隙的位置和走向、以及瓦斯储量和压力等情况采取相应的预防或处理措施。
1、瓦斯喷出量和压力都不大时，黄泥或水泥沙浆等充填材料堵塞喷出口。
2、当瓦斯压力和喷出量较大时可能的喷出地点附近打前探钻孔探测、排放。
六、瓦斯工区施工的相关监理要求
1、督促施工单位尽快完成瓦斯隧道相关设备的改装，以及对相关施工方案做必要的补充，并以书面形式对施工班组进行安全技术交底，督促施工单位对现场施工人员进行技术培训。
2、在进入瓦斯工区前，督促施工单位对通风设备进行检修，通风系统必须安装独立电表。现场监理对通风系统单位耗电量进行统计电表箱应上锁，钥匙应由现场监理保管。
3、督促施工单位完善补充局扇通风方案，并在现场准备足够的经改装的通风局扇。
4、瓦斯隧道施工，通风工作为重中之重，监理人员应随时对通风设备进行检查，避免通风时产生局部回风。
5、一旦进入瓦斯工区，非瓦斯工区应按瓦斯工区相关要求进行管理。
6、进入瓦斯工区，隧道仰拱施工必须全幅进行浇筑。监理实验室严格监控施工单位的原材料、配合比。现场监理必须对施工进行过程的旁站，并作好旁站记录。
7、瓦斯工区内防水板施工必须采用冷粘，不得进行热焊作业。且防水板超前于二衬墙身不宜大于10m。
8、现场监理应对监控量测数据和超前地质预报成果进行监督和及时签认。
9、进入瓦斯工区后，施工进度以及安全情况，以及通风设备每日耗电数据，现场监理应做好检查与分析，如有异常及时上报。
瓦斯施工 篇3
【摘 要】对ZY—2300钻机（以下简称300钻机）在梨树煤矿高瓦斯煤层中施工本煤层钻孔的经验进行总结；对生产过程中产生的各种问题及解决方法进行分析，为施工本煤层钻孔提供经验。
【关键词】300钻机；本煤层钻孔；瓦斯治理；钻探工艺
由于我公司现有矿井大部分开采时间比较长，开采深度较深，随着矿井深度的不断增加，煤层瓦斯含量也随之递增。现有矿井中，梨树矿不仅是高瓦斯矿井，还是煤与瓦斯突出矿井，为加强梨树煤矿瓦斯治理，提高本煤层钻孔抽放效果，2010年11月，瓦斯工程钻队在梨树煤矿二区14#煤层左五巷施工本煤层仰角钻孔，施工钻孔单孔孔深150米以上，有效的治理了煤层瓦斯。
现将施工过程中经验总结如下：
1.煤层情况
梨树二区14#煤层左五巷煤层平均厚度2.0米，其中纯煤厚度1.0米。上部煤页岩、凝灰岩互层为0.30～0.45米，下部煤页岩、凝灰岩互层为0.10～0.20米，在向工作面内无变化。通过实见煤层顶板为砂岩4.0～5.0米，灰白色或灰色，含豆状结核。在本回采工作面裂隙组为不发育段。
2.钻孔设计情况
二区14#煤层左五巷累计施工钻孔两组（见后附钻孔工程平面图），由于开钻准备阶段采面正在安装，准备试采，为加快钻孔施工速度，减少移动钻机次数，特计划两组集中钻场。为提前预抽，钻孔设计基本顺着煤层朝向工作面方向。当工作面向前推进时，每个钻孔由孔底到孔口依次进入卸压带。由于孔口最后进入卸压带，在抽放钻孔封孔段未受破坏前，能够保持较高的抽放负压和瓦斯浓度，待钻孔的孔口进入卸压带内，该钻孔失去作用，而其他钻孔继续保持对卸压带瓦斯的抽放。
3.施工后工作面瓦斯情况
钻孔施工完毕后，立即进行封孔并与抽放管路对接，经抽放后，采煤工作面瓦斯浓度降为0.2%，回风巷瓦斯浓度降为0.4%，上隅角瓦斯浓度降为0.6%，2010年12月份，采煤工作面全月完成煤炭产量5.6万吨，采煤工作面无一次瓦斯超限事故，工作面煤与瓦斯突出指标检测无一次超限，实现了先抽后采，保证了矿井安全生产。
4.钻孔倾角确定
钻机开孔时，确定钻孔倾角应比实际煤层倾角大10%—20%左右，煤层越松软，开孔倾角应适当加大，防止由于钻具自重产生钻孔向煤层底板偏移，影响钻孔深度。开孔前必须保证钻机稳定牢固可靠，防止作业时钻机偏离造成钻杆弯曲甚至损坏等工程事故。
5.钻探工艺
（1）松软突出煤层（硬度系数f≤1）渗透性差、瓦斯含量高。钻进过程中，容易产生垮孔、卡钻、喷孔等现象。我国在松软突出煤层虽然有钻孔深度超过150m甚至达到240m的记录，但大部分的钻孔深度都在100m以下，且成孔率低，防突成本和瓦斯抽放成本很高。
（2）松软煤层打钻遇到的问题及原因分析。
喷孔、卡钻形成过程。喷孔可分成：煤体破碎→瓦斯聚积（瓦斯迅速解吸→孔壁破裂→孔内堵塞→瓦斯梯度猛增） →瓦斯释放（突破堵塞→喷孔和卡钻）三个阶段。
喷孔应看作是钻孔中出现的动力现象，类似煤与瓦斯突出，是高压瓦斯、应力集中和软煤存在三个因素综合作用的结果。
当钻孔进入软煤分层时，钻头切削旋转，对软煤产生一种冲击和破碎力，使煤体破裂、粉碎，钻孔周边煤体瓦斯迅速解吸，流入钻孔中的瓦斯增加到正常瓦斯涌出的几倍到几十倍，此时钻孔前后方出现了较大的瓦斯梯度，产生明显的瓦斯激流，承压的瓦斯激流对破坏的煤颗粒起着边运送边粉化的作用，瓦斯激流和粉化了的煤颗粒难以顺利的向孔外排出，进一步增加了孔内瓦斯压力梯度，形成喷孔。
（3）实现松软煤层中打深孔，必须采取综合的办法来解决，综合办法包括：钻孔设计、打钻设备和打钻工艺等方面。
1）压风排渣。
传统的排渣工艺是用水作冲洗介质携带和排出钻屑、冷却钻头。由于水注满整个钻孔，对瓦斯的自然排放起封闭作用，易造成喷孔，对钻孔施工人员的安全有一定的威胁。在松软煤层中钻进时，循环水对于孔壁的冲刷、浸泡等破坏作用相当严重，钻孔极易破碎坍塌，成孔极其困难。
2）采用满足风力排渣和长钻孔施工的大扭矩钻杆。要在一定的压力下提高孔内的风速或风量，就只有降低压风的沿程阻力损失，这就要适当扩大输送压风的钻杆内孔直径。同时，顺层长钻孔的长度大，孔壁、钻屑与钻杆之间的摩擦阻力也大，应适当增加钻杆强度与钻机扭矩。一般要求钻机扭矩达到3200NM以上。
3）采用多级组合钻头，利用前端小直径钻头的超前卸压作用减轻钻孔的喷孔程度，同时提高钻孔的定向钻进效果。多级组合钻具主要用于严重突出煤层。主要原理是采用小口径钻头开孔、逐级扩孔钻进的方法，分层次、阶段性逐级释放瓦斯，既保证了钻头钻进的稳定性，又减少了一次成孔瓦斯突出或喷孔事故的发生。组合防突钻头一般由三级组成，第一级钻头直径最小，然后通过组合接手将2个逐级增大的扩孔钻头组合在一起。常用的级配形式主要有φ59mm/φ75mm /φ94mm和φ75mm/φ94mm/φ113mm两种组合形式。
（4）提高钻孔深度的几点经验。
1）钻孔设计不能简单化，一次完成。应根据初期设计及初期施工钻孔遇煤层顶、底的深度、角度、及时调整后续钻孔，避免钻孔由于遇岩石而造成钻孔过短。
在设计过程中，钻场应避免在断层附件，会造成钻孔漏气，影响抽采效果。薄煤层布孔，应考虑煤层折曲，为钻孔取直创造条件。钻孔方位也应避免穿断层，由于断层会造成钻孔遇岩石、遇破碎带造成钻孔孔深不足以及塌孔现象。
2）钻进作业时，随时注意压风的压力，如果低于0.7MPa，立即进行处理。
3）保持钻孔连续、适速地钻进。当发现孔口排出的煤渣较多或有煤炮时，应减慢或停止钻进，直到旋转至正常时再进钻，必要时还应退掉几根钻杆后再边排渣边重新进钻。
4）现场交接班的主要目的不只是向下一班交接情况，而是使钻孔连续不断地钻进，所以，在下一班人到前一般不得停止钻进，下一班到后应立即投入打钻。
5）掌握给进压力和钻进速度：钻机给进压力的极限是固定的，不同层段要掌握不同的给进压力，压力升高的原因是①换层；②孔内出现堵孔；③钻具损坏，断钻头钻杆也会致使压力突然变化。当给进压力突然升高时必须采取果断措施，一是停止钻进，进行压风排碴；另一种是撤钻退钻。
6）钻进速度必须保持适当，软煤分层中钻进主要是降速，通过降速充分排碴，减少沉碴，同时也起到降低给进压力的作用。所以软煤钻进速度要比硬煤慢。钻进速度和给进压力的掌握，需要针对不同钻机、不同煤层特征和排碴条件进行测试和总结。
7）钻机应稳固，尽量减少打钻时钻机移位。螺旋钻杆的旋转阻力一方面来自煤渣，另一方面是螺旋与孔壁的摩擦。现场发现钻机的旋转力较小，阻力稍大即易被卡住，而钻机移位即造成螺旋与孔壁产生很大的摩擦力，易于导致卡钻。
8）合理的人员组织。为及时处理打钻中存在的问题，同时也出于观测记录打钻情况、数据，便于总结打钻技术经验的需要，长钻孔的施工应尽可能选派打钻经验丰富的班组。在打钻过程中，要特别重视提高打钻工人的技术素质，并从体制和机制上落实，使他们不仅会使用钻机、维修钻机，还要弄懂松软煤层打钻技术和规范操作。
9）在长钻孔的施工过程中尽量减少停电对打钻的影响，应提前1 h通知打钻人员退钻，避免卡钻事故的发生。
瓦窑岭瓦斯隧道施工通风技术 篇4
1 工程的特殊性
瓦窑岭隧道为采空区瓦斯隧道,且全长位于阳山、小西沟煤矿2号煤层和10号煤层采空区影响范围内,施工中必须重点注意瓦斯隧道的通风和相关技术要求及隧道土建结构施工之前的采空区治理。
鉴于瓦斯浓度超过《铁路瓦斯隧道技术规范》规定的安全指标,为保证施工安全,建设单位委托山西省岩石力学与工程学会、太原理工大学采矿研究所对瓦窑岭隧道瓦斯浓度及隧道穿越煤系地层期间瓦斯涌出量、瓦斯压力和瓦斯等级进行了现场勘察和技术鉴定。根据现场勘测鉴定,出具了《临吉高速公路瓦窑岭隧道瓦斯安全性评价报告》。根据对煤层瓦斯涌出量计算结果,其最大瓦斯压涌出量为0.805m3/min,大于瓦斯涌出量临界值0.5m3/min。将瓦窑岭隧道评定为高瓦斯隧道,该煤层具有煤与瓦斯突出危险性。报告中明确指出:在瓦窑岭隧道的施工中,隧道内的钻爆作业、揭煤防突、施工通风、电器设备与作业机械防爆、施工安全防护措施应严格按照《铁路瓦斯隧道技术规范》执行,以确保施工安全。
针对瓦窑岭隧道瓦斯检测及评价情况,瓦窑岭隧道按高瓦斯工区施工,在施工中加强瓦斯检测。喷射混凝土和模筑混凝土采用气密性混凝土,且之间设置立体隔离层。
2 通风方式的选择
在隧道的掘进施工过程中,为了稀释排出爆破产生的炮烟、粉尘和有毒气体并且保证瓦斯浓度在安全范围之内,能够形成一个能满足安全、良好的工作条件,最基本的方式就是通风。通风是把隧道内有害气体如瓦斯、粉尘污染等排出洞外,或者送入新鲜空气稀释它。
2.1 通风方式分类
通风方式根据隧道长度、施工方法和设备条件确定,一般分为自然通风和机械通风两种。自然通风即利用隧道内、外的大气压差进行通风,无需机械设备;机械通风是采用风机为动力,配以风筒送、排风的通风方式(压入式通风、抽出式通风、混合式通风)。机械通风有两种基本方式(压入式通风和抽出式通风),混合式通风是两种基本通风方式相配合使用,分为长压短抽式、长抽短压式(前压后抽式、前抽后压式)。
2.2 通风方式选择要点
通风方式的选择应根据污染源的特性进行,在选择时尤其注意以下几点:
(1)自然通风因其影响因素较多、通风效果不稳定且不易控制,尽量避免使用。
(2)压入式通内能将新鲜空气直接输送至工作面,有利于工作面施工,但污染空气将流经整个坑道,若采用大功率、大管径设备,该通风方式适用范围较广。
(3)吸出式通风的风流方向与压入式相反,但其排烟速度较慢,且易于在工作面形成炮烟停滞区,故一般很少采用。
(4)混合式通风具有压入式和吸入式的优点,但管路等设施增多,在管径较小时可采用;但若隧道长度增加,有大管径、大功率风机时,其经济性较差。
(5)有平行导坑施工的隧道应采用巷道式通风,其通风效果主要取决于通风管理的好坏。
根据隧道通风经验及对当前通风设备技术性能的调研结果,按照自成体系的原则,综合考虑施工过程中可能的各工况制定本标段隧道的通风方案。在左、右线洞口各设置1台轴流通风机采取压入式通风方式(如图1所示)。
2.3 隧道施工期间所需风量的计算
洞内施工通风所需通风量要考虑多种因素,分别计算风量,以最大者选择通风设备(主要考虑正洞通风)。
设计参数:开挖断面积A为90m2;一次开挖进尺3m;一次爆破炸药用量G为313kg;一个掌子面最多工作人数50人;爆破后通风时间t为30min;装碴设备153kW,运碴设备228kW。
(1)按隧道洞内最小风速计算所需风量Q
根据《公路隧道施工技术规范》(JTJ042-94)规定,最小风速在全断面隧道开挖时,不得小于0.15m/s,但不应大于6 m/s,一般情况下取0.25 m/s。
Q=V×A=0.25×90×60=1350m3/min
(2)按隧道洞内同时工作的最多工作人员所要的空气量进行计算所需风量Q
按每人每分钟供给风量不得少于3 m3。
Q=3×50=150 m3/min
(3)按使同一时间爆破的炸药用量产生的有害气体降低到允许浓度所须的空气量计算所需风量Q
①Q=19/t(G×L×A)0.5
式中:L—从工作面到炮烟稀释到允许浓度的距离,一般取100m。
Q=19/30×(313×100×90)×0.5=1062.98 m3/min
②Q=(5Gb-Al)
式中:b—炸药爆炸时有害气体的生成量,岩石中爆破取40;
l—炮烟抛掷区长度,主要是考虑放炮后的瞬间工作面附近一段距离内即时充满了炮烟, l=15+G/5。
Q=[5×313×40-90×(15+313/5)]/30=1787.2 m3/min
(4)按稀释和排除内燃机废气量计算所需风量Q
使用内燃动力设备时,隧洞内的风量应足够将设备所排出的废气全面稀释和排出,使隧洞内各主要作业地点空气中有毒、有害气体的浓度降到允许浓度以下。
Q=k∑TN
式中:T—柴油机设备工作时柴油机的利用系数;
K—功率通风计算系数,2.8～3 m3/min·hp。
装碴时,掌子面考虑两台装载机、一台自卸车同时工作,装载机柴油机的利用系数取0.9,自卸车柴油机的利用系数取0.7。
Q=3×(2×0.9×153+0.7×228)=1305 m3/min
综上所考虑,Q=1800m3/min作为爆破后风管末端所需风量,Q=1400 m3/min作为出碴作业过程中风管末端所需风量。
根据国内现有通风设备的实际情况,选择山西侯马鑫丰康风机有限公司生产的SDF(C)-NO12.5,其技术性能参数如表1:
考虑风耗、风损之后,该设备能满足本隧道施工通风需要。
3 隧道中瓦斯的处理措施
本瓦窑岭隧道为瓦斯隧道,施工中建立专门防爆机构,制定严格的规章制度,全隧道定点设置瓦斯报警仪,监测隧道内瓦斯浓度变化情况。隧道每100m间距处均进行瓦斯浓度检测。专业瓦斯检测人员携带便携式瓦斯报警仪,随时检测瓦斯浓度。当隧道内任意点的瓦斯浓度在施工通风状态下超过0.3%时,洞内施工使用防爆设备。采用煤矿专用炸药及电雷管起爆,按瓦斯隧道相关要求组织施工,制定各种应急预案和瓦斯探测、检测控制标准及处理措施;当隧道内任意点的瓦斯浓度在施工通风状态下超过0.5%时,撤出洞内所有人员,将风机调为高速,直到瓦斯监测浓度降为安全范围时继续施工。
3.1 一般规定
建立专职瓦斯气体的安检机构,加强瓦斯气体的监测,特别注意拱顶、开挖凹凸处等瓦斯易产生积聚部位的监测;安检人员必须执行巡检制度。
各种电器设备和施工机械的防爆性能,必须经专职人员检查,确认合格后方可进洞使用。
加强火源管理,建立洞口安检制度,严禁将火柴、打火机及其它易燃物品带进洞内,严禁穿着化纤衣物进洞。瓦斯地段采取措施加强通风、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员身体健康,提高生产效率。
隧道内机电设备均采用防爆型,在有害气体含量高地段施工,作业人员携带个体自救器。
隧道正洞进行全断面超前探测,在超前探孔处设置检查点,以检测是否有有害气体涌出。若探测到有害气体,根据记录确定有害气体的涌出位置。并在距煤层或出气点垂距10m处施作Φ75探测孔,详细确定煤层位置或瓦斯涌出量;并在距煤层或出气点5m处施作一组瓦斯探测孔,按《防治煤与瓦斯突出细则》进行煤与瓦斯突出危险性预测。如有煤与瓦斯突出危险性及时提出,以修正设计和调整施工方法。
检测地点及范围符合下列要求:
(1)开挖工作面风流、回风流中,爆破地点附近20m内的风流中及局部塌方冒顶处。
(2)坑道总回风的风流中。
(3)局扇及电器开关前后10m的风流中。
(4)各种作业台车和机械附近20m内的风流中。
(5)电动机及其开关附近20m内的风流中。
(6)隧道洞室中,如变电所、水站、水仓等瓦斯易于积聚处。
每个检测点设置明显的瓦斯记录牌,每次检测结果及时填写在瓦斯记录本和记录牌上,并逐级上报。瓦斯检测人员必须执行瓦斯巡回检查制度。
3.2 瓦斯气体的排放
(1)在瓦斯气体涌出孔附近施作排放孔,排放孔直径为89mm,排放孔设置根据瓦斯涌出部位、涌出量、涌出压力等确定。
(2)实施排放后,必须进行排放效果检验。
3.3 开挖技术措施
开挖工作面前方接近煤层2.0m左右,向煤层打若干的超前钻孔排放瓦斯,钻孔周围形成卸压带,使集中应力移向煤体深部,达到防止突出的目的。在进行开挖之前,使用高压水射流,在突出危险煤层中,冲出若干直径较大的孔洞,使瓦斯解吸和排放,降低煤层瓦斯含量和瓦斯压力。
震动性放炮诱导突出。在工作面布置较多的炮眼并装较多的炸药,撤出人员后远距离起爆,利用爆破时强大的震动力一次揭开有突出危险性的煤层。在开挖工作面向煤体深部的应力集中带内布置几个长炮眼进行爆破。其目的在于利用炸药的能量破坏煤体前方的应力集中带,在工作面前方造成较长的卸压带,从而预防瓦斯突出的发生。
通过钻孔注入0.5～1MPa(浅孔注水)或2～4MPa(深孔注水)的压力水,使压力水沿煤层层理、节理和裂缝渗入并湿润煤体,以减少煤尘发生量。
周边眼采用Φ25mm的小直径药卷连续装药方式,其余采用Φ35mm的药卷连续装药、密集堵塞方法。采用水泡泥(即用装水塑料袋代替炮泥)填于炮眼内,降低因爆破而引起的煤尘飞扬;炸药采用煤矿许用炸药,雷管采用煤矿许用安全雷管一次性起爆。
4 总结
瓦窑岭隧道已于2010年10月20日全部顺利贯通,说明我们对瓦窑岭瓦斯隧道的施工通风设计是可行的、成功的。关于高瓦斯隧道的通风我认为有这么几条经验:
(1)首先要制定切实可行的通风方案,施工中要做到方案的落实。
(2)对于瓦斯隧道一定要做到“勤检测、强通风”:通过瓦斯自动检测设备提高瓦斯浓度监测的频率;通过人工检测提高检测的准确性,并可对自动检测设备运行状态进行复核;通过高速通风来把洞内空气中的瓦斯降下来。
(3)加强通风设备检查维修工作,确保风机正常运转;备用风机能在10min内启动供风;备用第二电源10min 内,能发电供电;只要瓦斯浓度超限就要撤出所有人员、停止作业,直到降到安全范围之内。
(4)加强对风管和风门管理,防止漏风和短路漏风。风管的破损不可避免,为了降低漏风率,应安排专人进行风管的修补。
(5)建立测风制度,做好通风工作:每10d进行一次全面测风。
(6)必要时,在掌子面等处增设局部通风设施,避免局部凹处瓦斯积聚。
参考文献
[1]山西省岩石力学与工程学会太原理工大学采矿研究所.瓦窑岭隧道瓦斯安全性评价.
[2]JTG D70-2004,公路隧道设计规范[S].
[3]JTJ042-94,公路隧道施工规范[S].
[4]TB10120-2002/J160-2002,铁路瓦斯隧道技术规范[S].
观斗山隧道瓦斯地段施工技术研究 篇5
观斗山隧道瓦斯地段施工技术研究
本文根据观斗山高瓦斯隧道的工程地质与设计特点,详细分析了瓦斯隧道施工时的资源配置情况.提出了该高瓦斯隧道详细的.施工技术方案以及预防事故的管理措施.最后从应急小组、应急处理设备和设施、急救步骤以及施工现场安全应急处理等方面分析了瓦斯隧道事故应急预案.可为类似高瓦斯隧道的安全施工及应急处理提供参考.
作 者：刘启明 作者单位：中铁八局集团有限公司,四川,成都,610036 刊 名：四川建材 英文刊名：SICHUAN BUILDING MATERIALS 年，卷(期)： 35(3) 分类号：U455.49 关键词：高瓦斯隧道 资源配置 施工技术 应急预案
瓦斯施工 篇6
关键词：煤矿；防治瓦斯积聚；低瓦斯矿井
中图分类号：TD712 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2016）32-0175-02
1 矿井概况
西北某煤矿始建于1996年，该矿为整合扩能矿井，矿井现采用平硐开拓，采用倒台阶采煤方法，全部垮落法管理顶板。该矿开采C1、C2两层煤，开采标高为+1 150 ～+300 m。矿井C1煤层划分为二个水平，即+756 m水平上山、+530 m水平上下山开采；C2煤层划分为一个辅助水平和二个水平，即+950m辅助水平、+756 m水平上山+和530 m水平上下山开采。该矿绝对瓦斯涌出量为0.320 m3/min相对瓦斯涌出量为5.10 m3/t，属低瓦斯矿井，矿井采用分列式通风，煤层厚0.8～1.2 m，倾角52～68 °。
2 矿井瓦斯涌出量預测分析
该矿井达产时开采：C1煤层+756 m水平上山设计有2个采煤工作面，3个掘进工作面及其它地点（如采空区、煤层巷道）有瓦斯涌出，按瓦斯涌出的地点判断，则每个采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为0.23 m3/min；每个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0.09 m3/min，则两个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.18 m3/min；其它地点涌出瓦斯量为0.08 m3/min；C2煤层+950 m辅助水平设计有2个采煤工作面，2个掘进工作面及其它地点（如采空区、煤层巷道）有瓦斯涌出，按瓦斯涌出地点进行预测，则每个采煤工作面绝对瓦斯涌出量为0.45 m3/min，则1个采煤工作面绝对瓦斯涌出量为0.45 m3/min；每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.21 m3/min，则2个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.42 m3/min；其它地点涌出瓦斯量为0.06 m3/min。
3 防治瓦斯积聚的措施
3.1 巷道布置、采掘工艺对矿井瓦斯涌出的影响
本矿井采用平硐暗斜井开拓。利用蜂巢岩+756 m平硐作主平硐，C1煤层开采初期和后期在主平硐西翼新布置+880 m平硐作西回风平硐，用于C1煤层西翼采区的回风；中期在主平硐东翼新布置+850 m斜井作回风斜井，用于C1煤层东翼采区的回风；C2煤层在主平硐西翼新布置+950 m平硐作回风平硐，用于C2煤层采区的回风。矿井同时使用的风井有2个。
矿井主平硐井筒位于井田上北部，西回风平硐井筒位于井田西部，南回风平硐井筒位于井田南部。矿井+756 m水平一采区生产期间，新鲜风流从+756 m主平硐、+756 m水平C1运输大巷进入，经一采区轨道上山和一采区人行上山，运输及人行石门进入采区采掘工作面，泛风至西回风平硐，最后排出地面。+950 m辅助水平二采区生产期间，新鲜风流从+756 m主平硐、+756 m水平C2运输大巷、集中轨道上山、集中人行上山、集中回内上山、+950 m辅助水平C2运输巷进入，经二采区轨道上山和二采区人行上山，运输及人行石门进入采区采掘工作面，泛风经回风下山至南回风平硐，最后排出地面。
采煤工作面采用“U”型通风方式。新鲜风流从工作面轨道巷及运输巷进入回采工作面，回采工作面的泛风由工作面回风巷排入回风石门，形成完善的通风系统。
3.2 保证工作面充足的风量和合理的风速
矿井采用分区列式通风方式，抽出式通风方法，通风线路顺畅，对各用风地点配有足够的风量，反风满足要求，在相应的地点设置了通风附属设置及构造物，通风系统是合理、可靠的。矿井回采工作面瓦斯含量高，为防止生产过程中瓦斯浓度超限，必须保证回采工作面有足够的新鲜风量，本矿井投产初期7111、9221采煤工作面配风量为4 m3/s，工作面风速为1.21 m/s，采煤工作面风量充足，能有效防止工作面瓦斯浓度超限。风速较大，能防止和消除采煤工作面上隅角的瓦斯积聚。
为防止掘进工作面瓦斯浓度超限，必须保证掘进工作面有足够的新鲜风量，本矿井投产初期掘进工作面配风量为4 m3/s，掘进断面为5.3 m2，风速为0.75 m/s，掘进工作面风量充足，能有效防止工作面瓦斯浓度超限。上述风量分配及风速均能满足风排放瓦斯要求，同时巷道断面大小、支护材料及巷道弯道半径的选择等，均应能避免局部地段的瓦斯集聚，使矿井有一个良好的通风系统。
3.3 建立完善通风系统
①本矿布置有3个风井，西回风平硐，担负矿井C1煤层一采区、七采区、九采区、十五采区、十七采区的回风任务，服务年限约5.3年；南回风平硐，担负矿井C2煤层二采区、四采区、六采区、八采区、十采区、十二采区、十四采区的回风任务，服务年限约8.3年；东回风斜井，担负矿井C1煤层三采区、五采区、十一采区、十三采区的回风任务，服务年限约3.0年。
②通风系统应力求安全可靠、系统简单和经济合理的原则。矿井进回风井之间、主要进回风大巷之间，应设立两道反向风门和两道联锁的正向风门。对于人员不通行的联络巷道，要及时砌筑永久性挡风墙，以有效地抑制有效风量的漏失。矿井风量计算方法依据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》，按照生产能力150 kt/a进行配风。矿井通风容易时期和通风困难时期均按2个采煤工作面、5个掘进工作面及其独立通风硐室和巷道配风。
3.4 加强通风管理和通风质量标准化工作
加强通风管理，严禁违章指挥、违章作业，严格建立通风瓦斯安全管理制度。要及时对冒顶、片帮进行处理，及时处理各掘进工作面和回采工作面等处的局部瓦斯积聚。若遇瓦斯涌出异常区域要加强通风，加强检测工作。
通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法之一，加强通风管理，合理配风，按需分风，保证各回采工作面有足够的新鲜风量，以防瓦斯积聚。
本矿井投产初期7111、9221采煤工作面各配风量为4 m3/s，工作面风速分别为1.21 m/s，采煤工作面风量充足，风速较大，对防止工作面瓦斯浓度超限非常有利。
加强通风质量标准化工作，通风设施施工要严格按照相关标准执行，建立通风设施管理检查维护记录，对重要的风门、调节风门、永久密闭等通风构筑物要重点监控。
井下所有电气设备选择必须符合《煤矿安全规程》的要求，防止电气设备产生火花。井下电气设备选用矿用防爆型电气设备，本矿井变电所内高压开关选用BGP-630/10型矿用隔爆型高压真空配电装置，刮板机采用防爆组合开关，采掘面的低压开关一般均为QZB型隔爆真空磁里起动器，局部通风机采用专用开关，可以使用和备用局部通风机自动切换。
3.5 加强局部通风管理
矿井掘进巷道通风都必须采用局部通风机，每一采区、每一掘进巷道开工前都应编制局部通风设计报告，内容包含局部通风机型号和能力、局部通风的布置方式、供风量、风筒直径等各种参数。
本矿井掘进工作面利用局部通风机压入式通风，使用长距离、抗静电、阻燃性能风筒、局部通风机（双风机）采用“二专”（专用线路、专用开关）双电源供电，保持局部通风机连续运转的可靠性。
全矿井共5个掘进工作面，均为半煤岩巷普掘工作面。每个掘进工作面配备FBD-2-№5/5.5×2型局部通风机（功率5.5×2 kW，风量110～230 m3/min，风压380～2 930 Pa）1台，备用2台。全礦井共配备12台局部通风机。
3.6 合理安排隔爆水棚
为防止煤尘和瓦斯爆炸引起二次爆炸的可能性，阻止爆炸的进一步传播，该矿井下隔爆水棚的布置方式采用集中式，采用型号为GBSD-40（设计水量为40 L）的塑料水袋组成。
隔爆水棚的每一组水棚区根据所在巷道的净断面积和巷道形式的不同，布置的总长在23.3～23.8 m之间，水袋的个数在26～28个之间，每一水棚区总储水在1 040～1 120 L之间，初期全矿共布置隔爆水棚供16组，主要布置在以下地点：
①7112采面轨道巷、回风巷掘进工作面内（各1组）；
②9222采面轨道巷、回风巷掘进工作面内（各1组）；
③7112采面轨道巷、运输巷和回风巷内（各2组）；
④9211采面轨道巷、运输巷和回风巷内（各2组）。
4 结 语
总之，对于低瓦斯矿井，我们一定要严格执行《煤矿安全规程》的相关规定，加强日常管理，不能疏于马虎，以减少煤矿瓦斯爆炸事故对生产的威胁。
参考文献：
西山瓦斯隧道施工安全技术措施 篇7
太原至古交高速公路全长为20.557公里,西山隧道(分离式)长15.034公里,是太古高速公路的控制性工程,号称三晋第一长隧。西山富含煤炭资源,同时瓦斯含量大,隧道主体工程距离上部含煤地层的距离在155~243m,隧道与采空区之间岩层风化破碎,节理发育、孔隙发达。
在西山隧道开工不久,七个工作面即出入口各两个,两个斜井,一个竖井,岩层都属于Ⅳ、Ⅴ级弱围岩时,其中一斜井掌子面经检测有瓦斯涌出,瓦斯是无色、无味、无臭的一种混合气体,其主要成分为甲烷(CH4)。瓦斯极易燃烧,但不能自燃,当与空气混合到一定浓度时,遇火源能燃烧或爆炸。当坑道中的瓦斯浓度小于5%或大于16%時,遇到火焰只是在火源附近燃烧而不会爆炸;瓦斯浓度在5%/6%到14%/16%时遇到火源便会爆炸,9.5%左右时爆炸威力最大,但瓦斯浓度大于43%時,一般遇火也不能燃烧,瓦斯浓度爆炸界限见表1。
1 西山瓦斯隧道施工安全技术措施
考虑西山隧道所处位置的特殊性,为安全施工,防止瓦斯爆炸,隧道施工采取“加强通风、勤测瓦斯、严禁火源”三条基本强制原则。
加強通风是防止瓦斯爆炸最有效的方法。瓦斯隧道施工前,要参考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1m/s),科学选配隧道施工通风所需风机、风管(防爆型风机、阻燃型防静电风管)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,并将其排除洞外。通风设备必须配备备用的通风机,一旦工作中的通风机生故障时,备用机械能立即供风。当通风机发生故障或停止运转时,洞內工作人员应立即撤离到新鲜空气地区,直至通风恢复正常,才允许进入工作面继续作业。
勤监测:掌子面一般有十几个风枪作业,噪音大,人员交流困难,采用“双保险”监测措施:即建立遥控自动化监测系统与人工现场监测相结合。遥控自动化系统由洞口监测中心(配置主控计算机)和两个隧道内的控制分站以及在隧道内各工作面,人行、车行通道等处设瓦斯浓度探头,风速探头,自动报警器,远程断电仪。通过各探头,洞口和监测中心随时了解洞内各处瓦斯浓度和风速情况,如有超标立即报警并通过断电器关闭洞内电器电源。各工作面和瓦斯情况可及时地被监控人员掌握,提高对事故的应变能力,特别是岩层出现褶皱、断层、甚至遇到煤层揭煤放炮期间,监测人员能立即观察到炮后瓦斯浓度变化曲线和涌出量,节省施工间隙。但设置自动监测系统的探头须离开挖面有一定的距离,必须指派专职瓦斯检测员,配置便携式瓦斯检测仪,实行跟班作业巡查检测,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。测定瓦斯浓度点,设在隧道风流的上部进行,距离煤壁200mm处。
炮孔的堵塞质量对提高爆破效率,减少有害气体和防止炸药爆炸时火花包泄起很大作用,因此,装药完毕必须充填符合安全要求长度的泡泥,并捣实。实际用1:3的泥沙混合泡泥,湿度为18~20%。这种泡泥既有良好的可塑性,又具有较大的摩擦系数,炮孔深度超过1m时,要求堵塞长度不小于0.3m。
起爆电源在含瓦斯的隧道环境中爆破,通电时间必须小于6ms,使用线路电源放炮,由于无法控制通电时间,电路被炸断时可能产生电火花,引爆瓦斯。因此只能采用MFBB型煤矿发爆器作为起爆电源。
由于爆破激起的空气冲击波的温度和压力都很高,但作用时间较短,不能将瓦斯加热到爆发温度,可是空气冲击波经过反复迭加,则有引起瓦斯爆炸的危险。因此,掘进掌子面不得有阻塞断面三分之一以上的物体,隧道中的凿岩台车、装载机、运输机等大型机械在爆破前应退离到距掌子面后20m以外。
铲装石渣前必须将石渣浇湿,防止金属器械摩擦和撞击发生火花;出碴运输车辆要安装尾气排放净化器,防止排放尾气带有火花。
风枪开钻采用套钻技术和湿式作业方式:先用短的钻杆钻孔打眼,再用长的钻杆在打好的钻眼继续钻孔作业,以避免风枪的长钻杆在岩层表面打滑产生火花;钻孔与喷射砼作业要做到先开水后开风,以密闭粉尘,避免产生火花。
Ⅳ、Ⅴ级弱围岩拱部开挖一次成形并采用型钢拱架支撑,Ⅲ级围岩及以上全断面开挖,及时喷砼(厚度>15cm,也称初衬)封闭围岩减少瓦斯溢出。型钢拱架的连接钢筋一律采用机械连接,不得焊接连接,即采用圆钢代替:每根圆钢的两头丝扣长度不低于100mm,用4个螺母及垫片和型钢固定;钢筋网片之间的连接以及和型钢、连接钢筋的固接采用铁丝扭结。纵向连接钢筋的预留孔和超前小导管一样,即型钢在洞外分节加工拼装时预留。
初衬结束后,分离式隧道之间的人行、车辆通道可以开挖成型,以作应急通道。
2结束语
采取以上措施后,西山隧道的施工基本上顺利进行,没有瓦斯爆炸事故的发生,但在以后的施工过程中不能有丝毫的松懈,工作人员必须经过正规安全培训,懂得瓦斯隧道施工安全知识。
摘要：以西山隧道穿越地质不良的煤层瓦斯富含地段的施工实践为例,探讨了瓦斯隧道掘进瓦斯爆炸灾害的预防措施,并从瓦斯测定、开挖、支护技术等措施上提出了见解。
关键词：瓦斯隧道,瓦斯爆炸,预防措施
参考文献
[1]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社,2001,(3).
[2]张子敏,张玉贵.瓦斯地质规律与瓦斯预测[M].北京:煤炭工业出版社,2005,(12).
高瓦斯隧道施工通风设计 篇8
达成铁路扩能改造工程云顶隧道位于四川成都淮口至石板滩车站之间,全长7 858 m,是我国第一条长大高瓦斯隧道。隧道洞身围岩主要以砂岩、泥岩为主。为解决隧道施工通风及缓解工期压力,于线路前进方向左侧设置贯通平导。平导与正洞之间每隔500 m设置一处联络横通道。
正洞施工采用混合运输方式:有轨运输无轨装碴,平导采用有轨运输有轨装碴。
主要不良地质:天然气源自距隧道垂深约3 000 m的须家河组含煤地层。洞身段存在天然气聚集的可能。
天然气涌出的可能性:当隧道开挖遇到裂缝型游离瓦斯为主的天然气时,就有天然气涌出的可能性。
2云顶隧道施工通风方案
1)采用巷道式通风。2)进出口增设抽风巷道。3)横通道间距缩短到250 m,减少压入式通风距离。具体方案如图1所示。
3通风的风量计算
根据《铁路瓦斯隧道技术规范》和有关施工通风手册及专家审查意见,计算本隧道巷道通风、压入式通风有关参数,以便据此选择风机类型。
3.1 正洞采用有轨运输无轨装碴所需风量
3.1.1 风量计算
1)按洞内最小允许风速计算:
Q1=60VS=60×127.81×0.3=2 300 m3/min。
2)按洞内同一时间最多人计算:
Q2=4KN=4×1.25×150=750 m3/min。
3)按瓦斯绝对涌出量计算:
Q3=KQ绝/(Bg允-Bg送)=2×3.03/(0.5%-0)=1 212 m3/min。
4)按稀释和排炮烟及排除内燃机废气所需风量计算:
Q4=7.8×[A×(S×L)2]1/3/t+Kn=7.8[30×(127.81×300)2]1/3/30+0.07×329=2 002 m3/min。
5)按同时起爆炸药量计算:
Q5=5Ab/t=5×300×40/30=2 000 m3/min。
6)正洞工作面所需风量。
从以上计算中取最大值,加上瓦斯隧道百米漏风率不大于2%计算为工作面的所需供风量,则有:
Q需=2 300+2 300×2%=2 346 m3/min。
3.1.2 阻力计算
1)摩擦阻力计算:
H摩总=6.5αLQ2/d5=1 570 Pa。
其中,α为风筒通风摩擦阻力系数,α=0 N·s2/m4～0.004 N·s2/m4,取0.004;L为风筒长度,取300 m;d为风筒直径,取1.5 m;Q为风量;取39.1 m3/s。
2)风筒接头局部阻力计算:
H局部=nξ2ρQ2/2S2=2.5 Pa。
其中,n为风筒接头数目,取30;ξ2为风筒接头局部阻力系数,无因次ξ2=0.05～0.15,取0.15;ρ为空气密度,kg/m3;S为风筒截面积;Q为风量,取39.1 m3/s。
3)总阻力计算:
H总=H摩总+H局部=1 572.5 Pa。
3.1.3 正洞压入式风机选择及验算
根据正洞开挖掌子面所需风量最大值2 346 m3/min确定风机,选用山西侯马鑫丰康风机有限公司生产的隧道专用防爆压入式轴流通风机SDF(C)-12.5型2×110 kW风机,随正洞开挖掌子前移压入式通风,风管直径1 500 mm,其性能为:高速风量2 910 m3/min>2 346 m3/min,风压5 355 Pa>1 572.5 Pa。
风速验算:按最大风量2 910 m3/min采用Ⅲ级断面S=127.81 m2验算,最大风速为2 910÷127.81÷60=0.38 m/s;因0.38 m/s<1 m/s,在隧道正洞顶部可能形成瓦斯层流,现场采取在新鲜风流巷中安设辅助局部扇风机,巷内轴向层流中设置风筒,风筒相应长度开孔对准顶板,冲淡吹散层流中的瓦斯。
3.2 平导有轨运输风量计算
3.2.1 风量计算
1)按洞内消除瓦斯积聚的最小风速计算:
Q1=60VS=60×20.76×1=1 246 m3/min。
2)按洞内同一时间最多人计算:
Q2=4KN=4×1.25×50=250 m3/min。
3)按瓦斯绝对涌出量计算:
Q3=KQ绝/(Bg允-Bg送)=2×3.03/(0.5%-0)=1 212 m3/min。
4)按稀释和排炮烟所需风量计算:
Q4=7.8×[A×(S×L)2]1/3/t
=7.8×[60×(20.76×500)2]1/3/30=484 m3/min。
5)按同时起爆炸药量计算:
Q5=5Ab/t=5×60×40/30=400 m3/min。
6)平导工作面所需风量。
从以上计算中取最大值,加上瓦斯隧道百米漏风率不大于2%计算为工作面的所需供风量,则有:
Q需=1 246+1 246×2%=1 270 m3/min。
3.2.2 阻力计算
1)摩擦阻力计算:
H摩总=6.5αLQ2/d5=2 339 Pa。
其中,α为风筒通风摩擦阻力系数,α=0 N·s2/m4～0.004 N·s2/m4,取0.004;L为风筒长度,取500 m;d为风筒直径,取1.2 m;Q为风量,取21.16 m3/s。
2)风筒接头局部阻力计算:
H局部=nξ2ρQ2/2S2=1.7 Pa。
其中,n为风筒接头数目,取50;ξ2为风筒接头局部阻力系数,无因次ξ2=0.05～0.15,取0.15;ρ为空气密度,kg/m3;S为风筒截面积;Q为风量,取21.16 m3/s。
3)风筒转弯处局部阻力计算:
考虑到风筒从横通道进入平导要转2个40°的弯,则有:
H转=∑ξ3ρQ2/2S2=0.45 Pa。
其中,∑为转弯数目,取2;ξ3为风筒接头局部阻力系数,无因次ξ3=0～1.0,取1.0;ρ为空气密度,kg/m3;S为风筒截面积;Q为风量,取21.16 m3/s。
4)总阻力计算:
H总=H摩总+H局部+H转=2 341.1 Pa。
3.2.3 平导压入式风机选择及验算
根据平导开挖掌子面所需风量最大值1 270 m3/min确定风机,采用山西侯马鑫丰康风机有限公司生产的隧道专用防爆压入式轴流通风机SDF(C)-11型2×55 kW风机,风机置于正洞,风管直径1 200 mm,通过横通道向平导开挖掌子面前移压入式通风,其性能为:高速风量1 985 m3/min>1 270 m3/min,风压4 150 Pa>2 341.1 Pa。
风速验算:按取风机抽出能力最大风量1 985 m3/min,平导断面S=20.76 m2进行风速验算,最大风速为:1 985÷20.76÷60=1.59 m/s。
3.3 巷道(平导)抽出式风机选择及验算
根据巷道式通风抽出总通风机能力必须大于压入通风机能力的原则,正洞开挖掌子面所需风量最大值2 346 m3/min,平导开挖掌子面所需风量最大值1 270 m3/min确定风机,采用山西侯马鑫丰康风机有限公司生产的FBDCZ-19型2×110 kW煤矿地面防爆抽出式对旋轴流通风机,在平导口固定安装1台实施负压抽风,单机高速风量2 550 m3～5 430 m3/min,风压116 Pa～3 417 Pa;风机抽出最大风量为5 430 m3/min大于风机压入最大风量4 895 m3/min,能够满足巷道式通风要求。
最大风速验算:按取风机抽出能力最大风量5 430 m3/min,平导断面S=20.76 m2进行风速验算,最大风速为:5 430÷20.76÷60=4.36 m/s。
风速验算:按取风机抽出能力最小风量2 550 m3/min,平导断面S=20.76 m2进行风速验算,最小风速为:2 550÷20.76÷60=2.05 m/s>1 m/s,符合驱散瓦斯聚集的最低风速要求。用专家组审查意见推荐的公式验算风速:5 430 m3/min>240×20.76=4 982.4 m3/min,2 550 m3/min>30×20.76=622.8 m3/min,622.8÷20.76÷60=0.5 m/s,现场配置风机的最小风速2.05比其大1.55,也是满足要求的。
摘要：通过云顶高瓦斯隧道施工通风,详细介绍了瓦斯隧道通风方案、通风计算、风机的选型,以完善高瓦斯隧道的通风设计,保证高瓦斯隧道的施工安全,对类似瓦斯隧道施工通风具有借鉴作用。
关键词：瓦斯,隧道,通风,巷道,风机
参考文献
[1]TB 10120-200,铁路瓦斯隧道技术规范[S].
[2]中华人民共和国煤炭部.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社,2006.
曹家庄瓦斯隧道施工技术方案 篇9
玉蒙—蒙自铁路曹家庄隧道全长3 882 m, 起止里程DK71+160～DK75+042, 全隧共三种围岩:Ⅲ级围岩780 m;Ⅳ级围岩1 520 m;Ⅴ级围岩1 582 m (其中, Ⅴ级浅埋地震设防段衬砌460 m;Ⅴ级活动断裂带地震设防段衬砌260 m) 。
全隧根据设计要求共分三个工区施作:一工区为进口工区DK71+160～DK72+472, 长1 372 m;二工区为斜井工区DK72+472～DK73+712, 长1 240 m;三工区为出口工区DK73+712～DK75+042, 长1 330 m;主要瓦斯施工区段为二工区斜井工区DK72+472～DK73+712段内, 三工区出口工区DK73+712～DK75+042段内炭质页岩地段为疑似瓦斯地段, 一并采取本瓦斯施工方案。
2 瓦斯地质情况描述
1) 根据区域地质资料, 三叠系上统火把冲组下段中含煤层, 煤厚约0.8 m。在云龙山附近见许多小煤窑, 现已封闭, 但见开采痕迹。据访问煤质较好, 为无烟煤, 开采规模小, 煤洞长度20 m～40 m, 用明挖开采。隧道DK72+690～DK73+576段, 在穿越该地层时最大埋深约150 m, 应防瓦斯。另下远古界昆阳群美党组板岩中见炭质页岩及受构造挤压形成的板岩页岩炭化层可能会聚集有害气体。
2) 隧道DK72+690～DK73+576段通过含煤地层, 属溶蚀、剥蚀低中山地貌, 地势左低右高, 岩性为Fbr断层角砾, T
3 瓦斯隧道施工技术方案
3.1 瓦斯检测预报
3.1.1 超前地质预报及超前探孔
含煤地层应采用TSP203地震波进行前方岩层界面预报定位。为详细掌握掌子面前方地质状况, 探明前方是否过煤层、采空区及其大致位置, 过煤系地层段增设超前探孔ϕ75 mm, 长30 m, 每断面3孔, 每25 m一循环, 以判断前方是否遇煤层。
3.1.2 瓦斯探孔
瓦斯探孔直径为75, 钻孔与煤层顶板交点应控制在衬砌开挖轮廓线外5.0 m范围内。
瓦斯探孔及预测孔位置图见图1。
1) 部工序:掘进工作面距煤层顶板垂距10 m处, 必须打至少3个穿透煤层全厚的超前钻孔, 并进入顶板岩层不小于0.5 m, 详细记录岩心资料。2) 部工序:掘进工作面距煤层底板垂距10 m以上, 必须再打至少2个穿透煤层全厚的超前钻孔, 并进入顶板岩层不小于0.5 m, 详细记录岩心资料, 结合上部工序的超前钻孔和开挖, 推断煤层是否有畸变, 同时进一步验证煤层有关参数。
3.1.3 瓦斯预测孔
根据设计拟采用钻屑指标法进行预测, 当掘进工作面距煤层顶板垂距5 m远时, 打穿透煤层全厚的预测钻孔, 见煤后改用电煤钻 (钻头直径42) 打穿煤层, 每打1 m煤孔, 收集全部钻屑, 按照《防治煤与瓦斯突出细则》规定, 检测有关指标, 判定其突出危险性。部至少打2个预测孔, 预测煤层突出危险;部至少打1个预测孔, 为检测性预测孔, 以确定上部排放瓦斯时对本部煤体的影响, 判定是否需要排放瓦斯。
3.1.4 瓦斯检测
采用便携式AZJ-91B型甲烷检测报警仪进行洞内瓦斯浓度监测, 每一工作面配备三名专职瓦斯检查员 (24 h) , 对于关键工序的关键时刻 (如钻眼放炮前、出碴过程中) 和重点部位 (如工作面顶部、电气开关附近) 认真检测, 若瓦斯浓度超限 (进风侧为1%, 回风侧为0.75%) , 立即停止工作, 及时采取治理措施。
3.2 瓦斯的防治
1) 保证洞内有足够的风量和风速。洞内设双机双管路通风, 供电采用双回路电源。施工期间连续通风, 瓦斯地段的风速最小不低于1 m/s, 最大不超过6.0 m/s。2) 机电配置。在瓦斯施工地段, 所有机电设备配备防爆型。洞内各种机电设备严禁接零, 严禁带电检修。3) 爆破使用毫秒雷管和煤矿安全炸药。毫秒电雷管最后一段的延期时间不超过130 ms, 施工爆破另做特殊设计。工作面瓦斯浓度超过1%时禁止放炮。放炮时工作面内全部停电, 洞内全部人员撤至洞外。4) 爆破后, 施工支护及时施作。衬砌根据设计按耐腐蚀混凝土灌注, 抗渗不小于P9, 衬砌紧跟开挖面, 以便及时封闭瓦斯逸出。5) 瓦斯浓度超过规定值, 要进行瓦斯排放, 排放前按照双通道回流抽压排放措施, 有步骤地组织排放。
3.3 施工方法
3.3.1 开挖
为了便于隧道机械化施工, 以及遇特殊地质施工方法转换方便, Ⅳ, Ⅴ级围岩采用正台阶法开挖, 分上下两部分, 尽量采用微台阶, 长度以5 m为宜。
开挖时, 坚持超前钻探, 分次起爆, 随时支护, 保证安全的原则。
钻孔时采用湿式钻孔。装药采用正向连续装药结构, 电雷管只许由药卷的顶部顶入, 并全部插入药卷内, 装药长度不得超过炮眼深度的1/2, 管药以外全部用炮泥堵塞密实, 电雷管的连线采取串联方式。
起爆前, 应仔细检测瓦斯浓度, 在放炮地点附近20 m以内风流中, 瓦斯气体浓度大于1%时, 不能起爆。另外还要检查一下风量大小及方向, 炮眼内有无异状, 炮眼堵塞情况等。当各项检查符合起爆要求后, 方能起爆。
爆破器材选用煤矿许用炸药和煤矿许用雷管, 采用电力起爆方式。
3.3.2 穿越煤层
1) 超前钻探。在距设计资料提供的煤层约30 m处开始超前水平钻探, 初步探明煤层位置。然后继续掘进, 到距初步探明的煤层位置10 m (垂直距离) 处, 再打至少2个钻孔, 钻孔均穿透煤层并进入煤底板0.5 m以上。2) 煤层突出危险性预测。根据《煤矿安全规程》《防治煤与瓦斯突出细则》规定的方法, 用取样法进行有关瓦斯参数的全面测定。3) 揭煤方式。根据探测的瓦斯压力, 在压力为0.6 MPa～1.0 MPa时, 用震动放炮法揭穿煤层;小于0.6 MPa时, 正常掘进;大于1.0 MPa时, 停止施工, 进行处理。
采用震动法揭煤层时, 开挖工作面到煤层间留有岩柱, 岩柱大小依据岩石性质、煤层情况等确定, 保证工作面距煤层之间的最小垂直距离不小于2.0 m。
3.3.3 支护
瓦斯隧道爆破开挖之后, 应及时进行架设钢架和喷混凝土支护, 保证开挖段的安全稳定。进行支护作业时, 应随时检测瓦斯浓度, 重查拱顶、拱脚及超挖处, 台架、少量坍塌面等易于形成瓦斯积聚的地方。施工中, 首先在隧道拱部打设超前小导管, 对拱部进行超前预加固, 然后在超前小导管和注浆加固后的拱圈保护下, 利用风镐、湿钻进行拱部开挖, 架设格栅钢架, 打设注浆锚杆和网喷初期支护。
3.3.4 衬砌
隧道洞内衬砌采用整体混凝土衬砌台车施工, 拱墙一次成型。
洞身开挖支护完成后, 经施工监测各测试项目所显示的位移率明显减缓并已基本稳定;已产生的各项位移已达到预计位移量的80%～90%;水平收敛 (拱脚附近) 速率小于0.2 mm/d或拱顶下沉速率小于0.15 mm/d后进行边墙及拱部衬砌施工。当支护变形量大, 支护能力又难以加强, 变形有明显收敛趋势时, 在报请监理工程师批准后, 提前施作二次衬砌。
4 施工质量与效果评定
按照设计与规范要超前地质预报、超前探孔、瓦斯探孔、瓦斯预测孔、钻屑指标法临界值测定, 精确测定瓦斯含量, 为保证瓦斯隧道施工安全创造了条件。全隧施工过程安全稳定, 无任何安全质量事故发生, 总体质量达到了优。
5 结语
在瓦斯隧道施工中出现过很多瓦斯爆炸事故, 给人民的生命财产和国家财产带来了不可估量的损失, 很多事故的发生都是由于麻痹大意、检测不到位造成的, 在瓦斯隧道施工中只要高度树立安全意识, 严格按照设计及规范要求施工, 加强培训、认真检测, 就能够确保瓦斯隧道安全优质生产。
参考文献
高瓦斯公路隧道的设计与施工 篇10
关键词：瓦斯,公路隧道,设计,施工
1 引言
隧道穿越含瓦斯煤层, 或穿越其附近的破碎、节理发育的围岩时, 有可能遇到瓦斯。瓦斯含量在5%～16%时, 遇火能引起瓦斯爆炸, 在设计与施工中必须引起高度重视。某高速公路隧道地质为煤层和高碳质板岩互层, 煤层属乐平系B4组, 瓦斯含量高、气体压力大;板岩碳质含量高, 性脆, 易断裂。岩层受构造运动影响严重, 受扭曲、压扭、张扭等多种复杂的外力作用, 节理裂隙发育, 积蓄有相当大的内应力, 同时还附加以较大的瓦斯气体压力, 经权威部门鉴定, 其煤系地层瓦斯涌出量左线为4.93m3/min, 右线为3.27m3/min, 远远超过0.5m3/min的界限, 瓦斯压力左线为0.78MPa、右线为0.53MPa, 根据瓦斯隧道的分级标准, 左线定为一级瓦斯地段、右线定为二级瓦斯隧道。为了统一设计, 便于管理, 考虑到鉴定材料的误差, 最终将左右线均定为一级瓦斯隧道。瓦斯隧道的设计与施工与一般隧道在技术要求和工艺要求方面有很大差别, 必须按照瓦斯隧道的要求对结构、防排水、防瓦斯渗透以及运营中的通风、照明、消防、瓦斯监测等诸多项目进行专项设计。
2 瓦斯隧道设计
2.1 瓦斯隧道设计方案
瓦斯隧道中瓦斯气体比地下水更容易从围岩渗透到隧道中去, 因此在结构设计与密封层设计中应当采用稳妥的方案。
结构设计:在隧道开挖过程中, 超前支护一律采用超前注浆导管对围岩进行加固, 将瓦斯渗透的通道进行必要的封堵, 减少瓦斯涌出量;初期支护中喷射混凝土的厚度适当加厚;衬砌增设仰拱, 衬砌厚度适当加厚。含瓦斯隧道的喷射混凝土厚度不小于15cm, 衬砌厚度不小于40cm, 喷射混凝土中掺气密剂后, 透气系数不应大于10-10cm/s, 衬砌混凝土中掺气密剂后, 透气系数不应大于10-11cm/s, 施工缝、沉降缝应当进行气密处理, 其封闭性能不应小于衬砌本体。
密封层设计:在包括仰拱在内的隧道衬砌外侧全面铺设防水板两层, 与围岩接触的第一层采用复合式防水层, 与衬砌接触的采用单层防水板 (无土工布) ;增加衬砌结构的密实性, 将防水等级提高到S10, 衬砌前进行必要的封闭抗渗试验;施工缝、沉降缝采用双层止水带。
运营通风:对隧道运营通风的预埋件在正常需求的基础上再增设1～2处, 以便隧道服务期间, 如果瓦斯进入隧道后需要加强通风能力时, 可以方便地挂设风机。预埋件的位置由风机布置位置确定, 预埋件的埋设方式不变。
运营照明:隧道运营照明的灯具应使用防爆型隧道专用照明灯具。
运营消防:隧道消防栓应适当加密, 以增加隧道防灾能力。
瓦斯检测:增设隧道运营阶段的瓦斯监控设备, 并将相关监测信号直接反馈到隧道管理部门, 便于管理单位能够采取及时有效的措施。
2.2 结构设计
(1) 超前支护
采用超前小导管注浆加固, 尽可能封闭瓦斯气体, 同时提高围岩的承载能力。钢拱架采用16号工字钢, 纵距0.75m, 超前支护采用单层Φ50×5热轧花管, 单根长5m, 环距60cm, 120°角范围内布设。
(2) 初期支护
如果不是泥岩, 系统锚杆采用中空注浆锚杆 (注水泥-水玻璃双液浆) , 单根长3.5m, 间距0.75m×1m全断面设置 (包括仰拱) , 22cm厚喷射掺气密剂混凝土, 单层设置钢筋网Ф6-20×20cm, 预留变形量12cm。如果是泥岩, 则采用树脂锚杆作为系统锚杆。
(3) 二次衬砌
采用50cm厚钢筋混凝土 (环向筋使用Φ22钢筋) , 抗渗标号采用S10, 混凝土内添加气密剂和钢纤维。
在衬砌拱顶和两腰纵向每5m布置一个预留注浆孔, 在衬砌混凝土凝固以后对衬砌背后进行注浆, 将空隙充填密实。
(4) 紧急停车带
超前工字钢采用18号工字钢, 初衬采用25cm厚喷射混凝土, 单层设置钢筋网Ф8-20×20cm, 预留变形量15cm, 二衬采用55cm厚钢筋混凝土, 钢筋采用Φ25, 纵向间距20cm, 纵筋采用Φ12, 环向间距20cm。其它设计参数同上。
(5) 行车横洞
行车横洞应设置仰拱, 并全断面敷设防水层, 焊接密实, 初衬锚杆改成注浆导管, 全断面系统设置, 预留变形量为5cm, 其他参数可参照原设计, 施工缝、沉降缝采用双层止水带, 二衬采用气密性混凝土。行车横洞宜在隧道主洞施工贯通后再开挖, 以利通风、防止瓦斯爆炸。
(6) 防排水
防水板全断面 (包括仰拱) 设置, 防水层要焊接密实, 不得有缝。施工缝与沉降缝处设置双层止水带, 其中靠近隧道限界一侧的为可注浆止水带。
在瓦斯地段的左右边墙下部外侧铺设纵向透水管, 将地下水引离含瓦斯隧道, 透水管的终点宜设置气水分离装置, 分离出的瓦斯气体用管道引出洞外在高处排放。
2.3 开挖方案
先在开挖断面上部左侧进行超前小导洞施工并贯通, 然后采用中壁法分台阶施工, 施工超前导洞前在导洞部位先施打超前钻孔, 用于探测前方地质情况和排放瓦斯的通道。施工时必须采用光面爆破, 必须加强监控量测。具体施工开挖工序见图1。
开挖工序:步骤一:打设超前钻孔, 单孔长度大于35m。步骤二:根据超前钻孔提供的地质信息打设超前导洞, 并贯通。步骤三:开挖左上台阶, 右、下侧临空面采用临时支撑工字钢, 隧道初衬按设计参数支护。步骤四:开挖右上台阶, 左、下侧临空面采用临时支撑工字钢, 隧道初衬按设计参数支护。步骤五:开挖左下台阶, 右侧临空面采用临时支撑工字钢, 隧道初衬按设计参数支护。步骤六:开挖右下台阶, 隧道衬砌按设计参数支护。步骤七:按照每次模筑衬砌的长度, 逐批拆除临时支撑钢拱架, 挂设防水层, 施作二次衬砌。
3 对施工的要求
3.1 加强安全教育、提高安全意识
牢固树立安全第一的思想, 加强安全教育, 提高安全认识, 严格遵守安全生产的有关规定, 作到不安全不生产。完善各种安全生产责任制, 建立健全各项规章制度, 安全重于泰山。
对所有现场作业管理人员进行防治瓦斯、防突专业知识培训, 掌握煤与瓦斯突出预兆及预防突出的基本知识。对各有关工种人员进行专门训练, 经过考试合格确认已经掌握有关瓦斯爆炸方面的技术操作知识后, 方可进行现场的相关工作。不合格者不得进入现场。
隧道内瓦斯超限时必须立即停止作业, 切断电源, 撤出人员, 设置栅栏禁标, 并设专人看守, 禁止人员随便进入隧道内。
3.2 加强隧道通风、降低瓦斯浓度
加强通风, 是降低瓦斯浓度、处理瓦斯涌出的主要措施。把瓦斯浓度吹淡到爆炸浓度的1/5～1/10, 保证开挖面有足够的风量和足以驱散瓦斯的风速, 风速不低于0.15～0.25m/s。无论工作期间还是交接班时, 隧道工作面的通风都不得停止。严禁无计划停风。
要求增加双回路电源措施, 以确保网电停电时隧道通风等工作不受影响。通风用的风筒、风道、风门和风墙等设施, 必须按规定制作, 保持密闭, 防止漏风和松动塌落, 施工中应派专人维修和保养, 禁止频繁开启风门, 确保风流稳定。风机用电应单独供给, 当其它电源因瓦斯超限而切断时, 风机电源必须仍然能正常供电。
按照瓦斯积聚速度、同时最多作业人数、爆破排烟要求对风量进行计算, 取其最大值作为通风风量, 保证满足稀释瓦斯和符合风速的要求。必须有一套同等性能的风机备用, 并保持良好的使用状态。风管百米漏风率不得大于2%。
3.3 加强瓦斯监测、明确监测重点
根据瓦斯溢出地段, 预先确定瓦斯的探测方法, 并制定瓦斯稀释措施、防爆措施、紧急救援措施等;瓦斯检测手段可采用瓦斯遥控装置、定点报警仪和手持式光波仪。施工中应当详细记录瓦斯涌出地段涌出量的变化, 工程地质和水文地质的变化。连续检测瓦斯浓度, 绘制瓦斯浓度态势曲线, 以掌握瓦斯浓度的变化情况, 根据该曲线选择应对瓦斯的方案。
应加强瓦斯检查制度, 在钻眼、装药、放炮前及放炮后四个环节上搞好瓦斯巡回检测工作。瓦斯检查应按下列规定执行:导坑内瓦斯含量在0.5%以下时, 每隔0.5h～1h检查一次, 0.5%以上时, 应随时检查, 不得离开开挖面, 发现异常应及时报告;当发现瓦斯含量在2%时, 应加强通风稀释, 在瓦斯含量降到允许值后, 才可进入检查。要求项目部专门委派一人进行瓦斯检测, 进行跟班作业, 瓦斯检查人员工作时应有安全防护装备。
应重点检测下列地点:开挖面及其附近20m范围内;断面变化交界处上部, 导坑上部, 衬砌与未衬砌交界处上部以及衬砌台车内部等容易积聚瓦斯的地方;局扇20m范围内的风流中;总回风流中;各洞室和通道中;机械、电气设备及其开关附近20m范围内;岩石裂隙、溶洞和采空区瓦斯溢出口;局部通风不良地段;技术负责人指定的检测地点。
瓦斯监测人员必须作到现场交接班。
必须配备足够的瓦斯检测仪表, 并及时校对维修, 保证准确可靠。安装瓦斯遥测监控装置, 实现风电闭锁及瓦斯电闭锁。
3.4 坚持超前钻孔、探明前方情况
在掘进面前方或两侧钻孔, 尽快探明煤层的情况。重点查清煤层厚度, 范围大小, 瓦斯含量, 气体压力, 有无小窑采空和涌水可能等, 以便采取相应的技术措施。钻孔数量达3个以上, 单孔长度达35m以上, 钻孔尽量分布均匀, 以了解整个断面的瓦斯、煤层、围岩、地下水的分布情况, 同时可以排放煤层中的瓦斯, 降低瓦斯突出的可能性。
建议采用瓦斯钻屑解吸指标Δh2值作为防突指标, 临界值在无实验数据的情况下可以按照《防治煤与瓦斯突出细则》规定采用20mmH2O, 如果预测值超过临界指标, 必须采取超前抽取或排放进行瓦斯卸压, 并进行措施效果检验, 只有在危险指标低于临界值时方可进行作业, 但还要采取有关安全防护措施。
3.5 编制详细的施工组织计划
施工部门必须严格按照《煤矿安全规程》 (2004版) 、《铁路瓦斯隧道技术规程》 (TB10120-2002) 的具体要求进行施工, 编制详细的施工组织计划, 编制应急预案, 将安全要求落实到施工中的每一步工序之中, 不得遗漏、不得忽视、不得蛮干, 确保安全生产, 将高瓦斯公路隧道当作一个煤矿的巷道进行施工。施工组织计划应包含以下内容:
(1) 瓦斯隧道施工准备工作;
(2) 瓦斯隧道材料设备配置;
(3) 瓦斯隧道的施工方法;
(4) 防治煤层突出措施;
(5) 通风管理;
(6) 瓦斯检查制度;
(7) 施工安全管理措施;
(8) 施工应急预案。
4 结语
隧道穿越含瓦斯煤层, 或穿越其附近的破碎、节理发育的围岩时, 有可能遇到瓦斯, 而地质勘探阶段一般很少能探测瓦斯的存在和含量, 因此, 设计过程中对于经过以上地质条件的隧道地段应制定详细的应急预案, 配合施工做好瓦斯出现的检测与预防工作, 一旦出现瓦斯立即按照瓦斯隧道的各项要求改变设计与施工方法, 确保施工安全。
参考文献
[1]JTG B01-2003, 公路工程技术标准[S].
[2]JTG D70-2004, 公路隧道设计规范[S].
[3]GB 50086-2001, 锚杆喷射混凝土支护技术规范[S].
[4]TB10120-2002~J160-2002, 铁路瓦斯隧道技术规范[S].
[5]国家安全生产监督管理局.煤矿安全规程, 2004.
[6]煤矿安全规程实施手册[M].中国商业出版社, 2001.
瓦斯施工 篇11
摘 要：我国煤矿开采进入高瓦斯、低透气性的阶段，若不对掘进层的瓦斯进行抽取处理，不仅会影响掘进进度，还容易导致危险事故。本文对水力排挤瓦斯技术在高瓦斯煤层掘进工作面中的应用进行了分析。
关键词：高瓦斯；掘进工作面；水力；抽采
1 概述
煤矿开采过程中，不可避免的会面临瓦斯问题。从安全角度看，瓦斯是引发煤矿安全事故的主要诱因之一，应对其进行排除，确保煤矿工人的生命财产安全；而从能源角度看，瓦斯是一种高效、优质的清洁性能源，若能将其开发利用，则能缓解我国能源紧缺的矛盾，同时也有利于煤矿企业的健康发展。随着我国煤矿开采规模和开采深度的不断变化，大部分煤矿已经进入高瓦斯低透气开采阶段，如何采取有效措施提高瓦斯气体的挤排效果成为要解决的关键问题。
2 水力排挤瓦斯技术
2.1 水力冲孔技术 水力冲孔技术是以岩柱或煤柱为安全屏障，向有自喷能力的突出危险煤层打钻，同时注入一定压力的水。随着钻孔的不断前进，喷孔持续不断地发生，煤、水、瓦斯通过孔道向孔外排出；而孔道周围的煤体则向孔道方向位移，并伴有煤层膨胀变形、顶底板的相向位移，继而降低钻孔周围的地应力和煤层压力，增加煤层的裂隙和透气性，煤层瓦斯气体由此得到解吸和排放，达到消除煤层采掘面突出动力，改变突出煤层性质的目的。水力冲孔技术，为我国煤矿企业的安全生产起到了重要的推动作用。
2.2 水力冲孔技术在排挤瓦斯中的应用
2.2.1 水力冲孔设备及技术参数。利用水力冲孔技术排挤瓦斯时，需要用到的设备有乳化液泵（BRW200/31.5型）及配套液箱（RFX1000型），钻机（MKD-5S型）以及高压浇灌、耐压钢丝等。水射流压力参数设定由煤层极限抗压强度和系统压损两方面因素决定
2.2.2 水力冲孔钻孔方案布置。本文以A煤矿为例，该煤矿在6-8#钻场之间布置八组水力冲孔，相邻两组间隔8m，每组由3个钻孔组成，具体布置如图1所示。
具体施工工艺参数设置如下：①开孔距离底板高度由下而上分别为1500mm、2000mm、2500mm；②孔径设置为94mm；③水平角设置为90°，倾角设置在30.8°—45.9°范围内；④孔深设置在38.6—49.2mm范围内。
2.2.3 效果分析。为考察水力工艺的增透效果和挤排效果，对6-8#钻场的瓦斯抽采量进行了抽查统计，如表1所示；其对比图可见图2。
由表1和图2可知，6#钻场的瓦斯抽采量受1-3组水力冲孔的影响较弱；第4-5组水力冲孔对7#钻场影响较大，因此其抽采量较大，是不采用水力冲孔技术的4.5倍；8#钻场距离水力钻孔较远，平均抽采量相对较低。据此可初步判断，该矿井实施水力冲孔技术后，煤层的透气性有了明显改善，瓦斯抽采量得到了极大的提高。
2.2.4 技术评价。首先，水力冲孔措施具有较好的适应性。软煤层的瓦斯含量较高，煤体在地应力作用下，使得煤层的透气性很差，掘进工作面前方的瓦斯压力梯度差异性较大。使用水力冲孔措施，可在短时间内破坏煤体的集中应力，使其向钻孔两侧的煤层深处转移，极大的降低了钻孔周围煤层的压力，增加了煤层的透气性，有利于煤层瓦斯的抽取。其次，水力冲孔措施有效性较好。与其他措施相比，水力冲孔措施工艺简单，施工时间短，能在有限时间内释放瓦斯，增强煤层掘进工作面的透气性，机巷掘进速度提升至原来的2倍。最后，水力冲孔措施安全性好。水力冲孔措施采用高压水射流对煤体进行破碎，达到释放煤层应力，提高煤体透气性的目的。在掘进工作面实施水力冲孔工艺时，可实现无人操作，因此整个过程不会对工作人员的安全造成威胁。
3 水力冲孔工艺使用注意事项
3.1 做好准备工作 水力冲孔工艺实施目的不同，其操作工艺也存在一定的差别。水力挤排瓦斯措施不同于水力挤出消突措施，在工艺实施过程中要确保瓦斯以均衡状态涌出掘进工作面，降低落煤时的瓦斯浓度峰值，从而起到防止瓦斯超限的目的。虽然水力冲孔工艺使用时不一定要设置超前距，但在处理突出煤层时，应提前进行突出危险性预测，保持5m的超前预测距离。若预测值超标，还应采取其他的辅助措施进行消突，确保水力挤排瓦斯的安全实施。
3.2 合理设置工艺参数 水力挤排瓦斯钻孔布置、个数、封孔深度、水压等各项参数的设置对瓦斯挤排效果和降尘效果影响较大，因此合理设置工艺参数，对提升煤层掘进开采的进度和安全性具有重要意义。选择参数时，要考虑煤层埋藏深度、煤层硬度、有无软分层等多项要素。例如，封孔深度和水压选择不合适，不仅会影响瓦斯挤排效果，还会对生产安全造成威胁。封孔深度不够，会使工作面前方煤体发生位移的范围较小，影响瓦斯排挤效果，封孔器容易损坏；封孔深度过大，会造成瓦斯大量涌出，导致水力排挤过程中瓦斯超限，增大排挤工艺结束后封孔器拽出的难度。
参考文献：
[1]程庆迎.低透煤层水力致裂增透与驱赶瓦斯效应研究[D].中国矿业大学，2012.
龙泉山长大瓦斯隧道施工通风 篇12
龙泉山隧道为新建成渝客运上的高瓦斯隧道, 全长7 328 m, 进口位于成都市龙泉驿区, 出口在简阳市, 其具体线位平面图如图1所示。其中DK23+210~DK25+900为高瓦斯区段, 其余为低瓦斯区段。全隧位于直线上, 设有平导1座和斜井3座, 共计分为4个工区:进口工区, 1号、2号斜井工区, 3号斜井工区, 出口工区。各工区具体工程量任务划分情况见表1。
2 施工通风设计
2.1 施工通风方案
进口工区, 有平导超前施工, 采用有轨运输方式, 前期只适合采用独头压入式通风, 中期和后期可利用平导采用射流巷道式通风。1号、2号斜井工区, 有平导超前施工, 同时存在主、副斜井, 采用有轨运输方式, 前期只适合采用独头压入式通风, 中期和后期可利用平导和斜井采用射流巷道式通风。3号斜井工区, 单斜井与单正洞施工, 采有无轨运输方式, 只适合采用独头压入式通风, 随着隧道深入加大送风量。出口工区, 单正洞施工, 采用无轨运输方式, 只适合采用独头压入式通风, 随着隧道深入加大送风量。以进口工区为例, 独头压入式通风布置见图2, 射流巷道式通风布置见图3。
2.2 施工通风计算
2.2.1 风量计算
1) 按洞内同时作业最多人数计算:
其中, q为作业面每一作业人员的通风量, 3 m3/ (min·人) ;n为作业面同时作业的最多人数, 正洞100人、平导50人。
计算可知:正洞需风量为300 m3/min, 平导需风量为150 m3/min。
2) 按洞内允许最小风速0.25 m/s计算:
其中, s为隧道最大开挖断面面积, 正洞136 m2、平导24 m2;v为洞内允许最小风速, 0.25 m/s。
计算可知:正洞需风量为2 040 m3/min, 平导需风量为360 m3/min。
3) 按一次性爆破所需要排除的炮烟量计算:
其中, A为同时爆破炸药量, kg;t为通风时间, 30 min;L为炮烟抛掷长度, 250 m;F为隧道断面面积, m2。
计算可知:正洞需风量为1 595 m3/min, 平导需风量为370 m3/min。正洞按照三台阶开挖考虑, 平导按照全断面开挖考虑, 一次性爆破炸药量均较少。
4) 按内燃机械设备总功率计算:
其中, H为内燃机械总功, k W;q为内燃机械单位功率供风量, 4 m3/ (min·k W) 。
进口工区和1号、2号斜井工区为有轨运输工区, 按计划只有开挖面装碴设备可能是内燃机械, 正洞为165 k W、平导为134 k W。计算可知:正洞需风量为660 m3/min, 平导需风量为536 m3/min。
3号斜井工区和出口工区为无轨运输工区, 除开挖面装碴内燃机械外, 洞内交通运输设备均为内燃机械, 在送风距离最远的最不利通风条件下, 洞内按4台出碴车考虑, 所以总功率为165 k W+4×211 k W=4 036 k W。计算可知正洞开挖面需风量为4 036 m3/min。
5) 按瓦斯涌出量计算:
其中, K为相关系数, 取1~2;A为瓦斯涌出量, 2.2 m3/min;B0为送风瓦斯浓度, 取0.00%;B1为隧道内允许瓦斯浓度, 取0.5%。
计算可知:正洞和平导需风量均为880 m3/min。
经计算可知, 正洞有轨运输时开挖作业面所需控制风量为2 040 m3/min (按风速计算值最大) , 正洞无轨运输时开挖作业面所需控制风量为4 036 m3/min (按内燃机械总功率计算值最大) , 平导开挖面所需控制风量为880 m3/min (按瓦斯涌出量计算值最大, 平导均为有轨运输) 。
2.2.2 轴流风机选型计算
通风阻力因选择的风管直径和风机型号以及送风距离的不同会有很大差距, 需要指出的是, 如果选择的风管直径过小, 会导致通风阻力过大, 不能满足送风需要;如果选择的风管直径过大, 又会造成浪费, 且不利于施工组织。
以进口工区为例, 结合风机特性曲线和送风长度对通风阻力进行模拟计算, 同时也对风机风管进行选型匹配。风管阻力曲线计算公式如下:
其中, P为风管沿程阻力, Pa;λ为摩阻系数, 0.02;ρ为空气密度, kg/m3;d为风管直径, m;β为风管平均百米漏风率, 0.015;L为管路长度, m;Qf为风机工作点风量, m3/s。
进口工区由于采用射流巷道式通风, 根据施工组织进度计划可知, 其正洞和平导送风管路最大长度不超过1 000 m, 正洞开挖面需风量为2 040 m3/min、平导开挖面需风量为880 m3/min, 这也是风管出口风量, 按照平均百米漏风率1.5%计算可知:正洞需要风机提供风量为2 373 m3/min、平导需要风机提供风量为1 024 m3/min。通过反复计算可得出:正洞选用2×132 k W轴流风机与1.6 m风管匹配比较合理;平导选用2×75 k W轴流风机与1.2 m风管匹配比较合理。
2.2.3 射流风机选型计算
射流风机产生的压力必须得以克服整个系统的阻力, 即:
其中, HS为摩擦阻力;HL为局部阻力。
经计算, 进口工区需要2台SSF-№16型射流风机 (55 k W) 。
3 通风方案的优化
3.1 通风方案的第1次优化
截止到2013年4月15日, 全隧完成正洞开挖4 898 m, 完成平导开挖2 931 m, 其中3号斜井工区和出口工区已顺利贯通。剩余正洞2 430 m (DK23+290~DK25+720) , 剩余平导950 m (PDK24+160~PDK25+110) 。基于隧道4个工区施工转化为2个工区施工, 且综合了3号、5号横通道新开工作面后的影响, 根据实际进度, 对轴流风机、射流风机及通风管重新进行计算, 并进行通风布置, 以改善通风距离拉长后造成的能耗损失。
3.2 通风方案的第2次优化
截止到2013年4月30日, 全隧完成正洞开挖4 972 m, 完成平导开挖2 989 m, 其中3号斜井工区和出口工区已顺利贯通。剩余正洞2 356 m (DK23+330~DK25+686) , 剩余平导836 m (PDK24+211~PDK25+047) 。
本次优化主要针对上一次方案实施中遇到的问题:未考虑自然风压, 使得通风效果不甚理想。因此在第2次优化中对自然风压进行了实地测试, 对夏季和冬季的自然风压进行了估算。
根据隧道所处地区夏季和冬季的温湿度及气压情况, 进行计算得出:夏季:1号斜井与2号斜井的回路自然风压值为-1.45 Pa, 正洞与2号斜井的回路自然风压为1.07 Pa;冬季:1号斜井与2号斜井的回路自然风压值为7.09 Pa, 正洞与2号斜井的回路自然风压为10.04 Pa。
在此基础上进行了通风网络计算, 对通风系统重新布设, 以满足实际通风要求。
3.3 通风效果
通过瓦检员对掌子面、台车顶部等敏感地带进行瓦斯检测, 测定的瓦斯浓度数据集中在0.14%~0.08%之间, 最大浓度均未超过0.5%。通风检测数据表明:隧道回风流中风速均大于0.25 m/s, 一般介于0.3 m/s~0.7 m/s。以上数据表明, 通风效果能够满足正常生产需要。
4 结语
1) 长大隧道应采用射流巷道式通风, 通过轴流风机、射流风机及平导、斜井的有机组合, 在开挖达到一定长度后能够继续保证有足够的送风量及顺畅、经济的回风路径;
2) 对于长大隧道通风方案不是一成不变的, 当通风量一定时, 为保证通风效果, 应使通风布置适应工作面的变化, 及时跟进;
3) 隧道各洞口的大气压差、隧道内外的温差和隧道外大气自然风的作用, 形成了不定向的隧道内自然风流, 破坏预定的通风路径, 实施中要加强监测, 将隧道内外环境温度及气压等参数输入通风系统, 进行通风网络计算, 使得通风模型能够模拟实际环境, 指导施工。
参考文献
[1]张开鑫.家竹箐高瓦斯隧道施工通风研究[J].世界隧道, 1998 (1) :35-41.
[2]赖涤泉.隧道施工通风与防尘[M].北京:中国铁道出版社, 1994.
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