乌蒙山一号隧道穿过煤层群石门揭煤总体技术方案.doc

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1、贵昆线六盘水至沾益段增建二线第二合同段乌蒙山一号隧道穿过煤层群石门揭煤总体技术方案中铁二十二局五公司六沾复线工程项目经理部煤炭科学研究总院重庆研究院2009年5月目 录1 前言- 1 -2 隧道及揭煤工程概况- 2 -2.1 隧道工程概述- 2 -2.2 隧道穿越煤层情况- 3 -2.2.1 隧道与煤层的位置关系- 3 -2.2.2 煤层瓦斯地质条件- 6 -2.2.3 煤层瓦斯含量- 6 -2.2.4 煤层的突出危险性及自然与爆炸性- 6 -3 隧道揭煤总体技术方案设计- 8 -3.1 作业方案设计- 8 -3.2 揭煤工艺流程- 8 -3.3 隧道石门揭煤施工过程- 9 -4 隧道石门揭煤

2、前的准备工作- 10 -4.1 相关资料收集- 10 -4.2 超前探测钻孔- 10 -4.3 煤层瓦斯参数测定- 11 -5 煤层突出危险预测- 12 -5.1 初步预测- 12 -5.2 二次预测- 13 -5.2.1 预测指标K1值的测定及其临界值- 13 -5.2.2 预测指标q的测定及其临界值- 14 -5.2.3 综合指标D、K的测定及其临界值- 14 -5.3 煤层突出危险性评价- 15 -6 防治突出技术措施- 15 -6.1 防突措施方法- 15 -6.2 揭煤区域防突措施- 16 -6.2.1 平导揭煤区域防突措施- 16 -6.2.2 正洞揭煤区域防突措施- 19 -6.

3、3揭煤局部防突措施- 26 -6.3.1 局部抽排措施- 26 -6.3.2 超前支护措施- 26 -7 防突措施效果检验- 29 -8 安全防护措施- 30 -9 隧道石门揭煤施工- 31 -9.1隧道揭煤开挖方式- 31 -9.1.1平导揭煤开挖方式- 31 -9.1.2正洞揭煤开挖方式- 33 -9.2 石门揭煤- 34 -9.4 过石门门坎的半煤巷及煤巷掘进- 36 -9.4.1基本原则- 36 -9.4.2 突出危险性预测及检验- 37 -9.3.3 防突措施- 37 -9.3.4 开挖掘进过程中的安全措施- 38 -10瓦斯涌出治理措施- 38 -10.1 隧道揭煤通风系统- 38

4、 -10.1.1揭煤通风系统的要求- 38 -10.1.2揭煤作业通风系统- 39 -10.2建立瓦斯检查和检测制度- 40 -10.2.1 人工检测- 40 -10.2.2 自动检测- 41 -10.3 瓦斯爆炸防治措施- 43 -10.4 煤尘爆炸防治措施- 44 -11 隧道石门揭煤组织管理- 45 -12 揭煤所需的设备及仪器仪表- 45 -附录A 煤层瓦斯压力测定方法及步骤- 48 -附录B 抽放措施初步设计- 52 -1 前言贵昆线乌蒙山一号隧道按设计需要穿越累计厚度20m以上的突出煤层，并且正洞在煤系地层段的最大开挖断面达134.63m2。众所周知，煤与瓦斯突出、瓦斯及煤尘爆炸等

5、是瓦斯隧道和煤矿生产等工程施工生产中的严重灾害。因此，详实的了解乌蒙山一号隧道穿越煤层赋存状况、准确的掌握煤层瓦斯基本参数，同时分析煤层突出危险性、预测瓦斯涌出量并及时采取有针对性的防治措施对于乌蒙山一号隧道安全顺利的揭开并通过煤层，保障生命安全具有重要的意义。为此，根据乌蒙山一号隧道设计和地勘资料中提供的各煤层情况，特制定以下隧道揭煤技术方案。由于地勘设计的煤层赋存及瓦斯地质资料数据可能与实际有所出入，其可靠性不能为揭煤施工提供完全依据。应在揭煤前需要对煤层的赋存参数做精确探测和对煤层的突出危险性做准确预测，由现场实际探测结果和预测情况，并参照本技术方案再编制所揭煤层的具体揭煤实施方案。编制

6、本技术方案的主要法规依据如下： 铁路瓦斯隧道技术规范（TB10120-2002），中华人民共和国铁道部，2002年； 煤矿安全规程，国家安全生产监督管理局国家煤矿安全监察局，2006年； 防治煤与瓦斯突出细则，中华人民共和国煤炭工业部制定，1995年； 煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ/T1026-2007），中华人民共和国安全生产行业标准，2007年； 石门揭穿煤层煤与瓦斯突出危险性的测定方法（MT/T839-1999)，中华人民共和国煤炭行业标准，1999年； 石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件（MT/T955-2005），中华人民共和国煤炭行业标准，2005年； 远距离爆破技术

7、条件（MT/T959-2005），中华人民共和国煤炭行业标准，2005年； 煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006），中华人民共和国安全生产行业标准，2006年。2 隧道及揭煤工程概况2.1 隧道工程概述乌蒙山一号隧道穿越梅花山主脉，位于梅花山车站与观音河之间。隧道穿越区发育有15条断层和2个背斜、1个向斜。全隧地质构造复杂，可溶岩岩溶中等强烈发育；地下水丰富且部分地段水位高；煤系地层含煤230层，层厚06.73m，部分煤层瓦斯含量及压力高，煤与瓦斯具有突出性；隧道中部地段地应力较高，可能遇硬岩岩爆及软岩大变形。隧道主要的工程地质问题为岩溶、岩堆、滑坡、顺层及断层破碎带、煤层瓦斯及采空区

8、、涌水突泥等问题，特殊岩土为红黏土、石膏。按照施工图设计，隧道为高瓦斯隧道，为满足施工通风、超前地质预报、排水及工期要求兼顾运营期间隧道排水及防灾救援的需要，于线路前进方向右侧30m左右设置贯通平导。乌蒙山一号隧道设计为双线，其分界线起讫里程DK269+506DK275+986.45，线路全长6480.45m，其中隧道正洞进口里程DK269+516，出口里程DK275+967，洞身全长6451m，平导进口里程PDK269+490，出口里程PDK275+964，洞身全长6459m。考虑生产、消防、排水及救援需要，平行导坑与正洞间设19个横通道相连，相邻横通道间距300400m。隧道在煤系地层段正

9、洞、平导断面设计见图2-1，2-2，平导与正洞相互位置关系见图2-3。图2-1 正洞断面尺寸示意图图2-2 平导断面尺寸示意图图2-3 正洞与平导相互位置关系图2.2 隧道穿越煤层情况2.2.1 隧道与煤层的位置关系隧址区含煤地层分布于威水背斜轴部和北西翼，在隧道中段、西段及靠近隧道出口段，主要为石炭系下统大塘组旧司段（C1d1）、二叠系下统梁山组（P1l）、二叠系上统宣威群（P2xn）。 石炭系下统大塘组旧司段（C1d1）分布于隧道DK271+490DK272+400（平导PDK271+582PDK272+492）段，长910m。该层分上下两段，其中下段层中有时夹煤线，煤层厚0.010.35

10、m，无可采煤层。在隧址区内设计未发现煤层。 二叠系下统梁山组（P1l）位于隧道西部倒转地层中，岩体受构造挤压严重，隧道于DK273+408+496（平导PDK273+459+547）穿越该地层，长88m。该层在隧址区内含煤12层，煤层厚01.5m，煤层稳定性差，隧道区内一般煤厚在0.4m以下。 二叠系上统宣威群（P2xn）位于隧道出口段，隧道于DK274+380+980（平导PDK274+470PDK275+070）穿越该地层，长600m，为隧道区的主要含煤地层，含煤1030层，单层煤厚0.026.73m。正洞、平导穿越含煤地段煤层情况见表2-1，主要煤层赋存状况及突出情况表2-2所示。表2-

11、1 正洞、平导穿含煤地段煤层情况表序号煤层编号时代煤层（m）煤质煤层间距（m）煤层产状隧道与煤层交角隧道路肩穿煤里程平导底面穿煤里程真厚（m）穿煤长度垂直间距穿煤间距煤层倾角煤层走向1F13P2xn5.317断层5748N65W64DK274+966973PDK275+045断层34PDK275+0502C2P2xn1.73焦煤55N65W64DK274+95996217203C3P2xn6.7311焦煤55N65W64DK274+928939PDK275+02803113134F13-2P2xn2.523断层84N65W64DK274+912915PDK275+016026断层555C4P2

12、xn0.332焦煤84N65W64DK274+907909PDK274+98398423236C5P2xn0.72焦煤74N65W64DK274+882884PDK274+967969F13-1337C7P2xn0.72焦煤74N65W64DK274+877879PDK274+9629644454458炭质泥岩P2xn泥岩74N65W64DK274+382877地层宣威群(P2xn,煤系地层正洞:DK274+870980 平导:PDK274+920275+045) 梁山组(P1L) 大塘组 煤层名称C2C3C4C5C7小炭岩糠煤炭质泥岩正洞路肩穿煤里程DK274+959962DK274+928

13、939DK274+907909DK274+882884DK274+877879DK273+488489DK273+454455DK274+382877距洞口（m）1005103910601085109024792513穿煤长度3112220.260.41平导底板穿煤里程.PDK275+028041PDK274+983984PDK274+967969PDK274+962964煤层真度1.76.730.330.70.70.250.4埋深113127136131127330370493穿煤间距/C2-C3:20mC3-C4:18mC4-C5:23mC5-C7:3m33m煤层倾角5555847474瓦

14、斯压力1.7061.9182.0541.9781.9183.2143.6261.021吨煤瓦斯含量9.68614.2613.36815.437.28810.9211.0780.188瓦斯涌出量7.62120.6242.4149.7365.1615.1436.6620.84突出性一般突出一般突出一般突出一般突出一般突出表2-2 乌蒙山一号隧道主要煤层赋存状况及突出情况表2.2.2 煤层瓦斯地质条件隧道区大塘组旧司段（C1d1）含煤线、黑色泥岩及炭质页岩；二叠系下统梁山组（P1l）含煤层数少，煤层薄；二叠系上统宣威群（P2xn）含煤层数多，煤层厚度较大，含煤性好。煤系中夹有较多炭质泥岩和有机质含量

15、较高的深灰色泥岩，故煤层及煤系地层生烃能力较强，瓦斯生成量较大。煤系中的泥质岩渗透性极低，砂岩类颗粒细，多为粉砂、细砂岩，泥质、硅质胶结，其孔隙率与渗透性均低，故围岩对煤层瓦斯的封闭性良好。隧道通过宣威群地层时受小海子断层水平推扭，部分地层断失，其上盘含煤地层深埋地下，封闭了向地表释放瓦斯的通道，在其断层带及上盘煤层中局部可能形成高压瓦斯煤包,同时断层挤压裂隙也可能造成瓦斯逸散。通过设计地质钻孔揭露断层带煤层厚度变化大，C3煤层厚度达6.73m，煤体结构被挤压破坏，形成构造碎粒煤。梁山组地层受锅厂断层推挤，扭压，地层倒转，深部可能存在较大应力与应力集中带，无释放深部煤层瓦斯的明显通道，地质构造

16、对煤层瓦斯起到了良好的封闭作用。隧道区煤层埋深在113136m，其埋深浅，为瓦斯风化带，部分节理裂隙可能使瓦斯渗透逸散在大气中。在近距离煤层中，上面的煤层瓦斯含量略高于下面的煤层，同一煤层的瓦斯含量随埋深增加而增加。随着隧道加长，几层煤前后开挖，瓦斯含量会增加。2.2.3 煤层瓦斯含量按Langmuir公式计算隧道通过各煤层的瓦斯含量为3.36815.43m3/t。按解析法计算，煤层瓦斯含量为6.6718.72m3/t。两种方法取得数值大致相当，比较可靠。隧道内瓦斯涌出量主要由掘进工作面爆落煤瓦斯涌出量，新暴露煤壁瓦斯涌出量，及喷射砼地段洞壁瓦斯逸出量三部分组成。煤层瓦斯含量见表2-3，各煤层

17、瓦斯涌出量见表2-4。2.2.4 煤层的突出危险性及自然与爆炸性隧道穿越的三套煤系地层因地质构造、地质岩性等地质原因，煤层厚，易成高压瓦斯的“煤包”，导致突出发生。设计单位勘测的煤层瓦斯压力值较大，其瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯涌出量均属高瓦斯工区。宣威群C3煤层厚度较大，煤层中总的瓦斯量大，可以形成煤和瓦斯的涌出，存在突出的可能性。根据铁道部铁路瓦斯隧道技术规范、煤炭工业部防治煤与瓦斯突出细则，检测煤的坚固性系数、瓦斯含量、压力、埋表2-3 煤层瓦斯含量煤层名称煤层孔隙率K孔瓦斯压力 MP煤的压缩系数KPt煤层视密度ARD煤层游离瓦斯含量 W游吸附 常数a吸附常数b干燥基灰分Ad分析基水分Mad

18、煤层吸附瓦斯含量W吸煤层瓦斯含量W总宣 威 群C20.0471.7061.051.370.000627.970.5460.2730.0099.6859.686C30.0451.9181.051.370.000631.941.0720.3250.01214.2614.261C40.052.0541.051.370.000711.620.5070.410.0113.3683.368C50.051.9781.051.370.000731.941.0720.2730.00915.42915.43C70.051.9181.051.370.000231.941.0720.2730.0097.2877.28

19、8炭质泥岩0.0250.4351.052.5011.840.4650.950.0090.0820.082梁 山 组小岩炭0.0513.2141.051.370.001117.3892.1690.2730.00910.91910.92糠煤0.0513.6261.051.370.001317.3892.1690.2730.00911.07711.078炭质泥岩0.0250.6291.052.50.00018.6951.0850.950.0090.1450.145大塘组炭质泥岩0.0251.0211.052.50.00018.6951.0850.950.0090.1880.188表2-4 瓦斯涌出量

20、计算结果煤层编号宣威群P2xn梁山组P1l旧司段C1d1项目C2C3C4C5C7小岩炭糠煤炭质煤层煤层煤层煤层煤层泥岩瓦斯涌出量m3/min煤层7.51520.5432.2659.5895.0144.9726.496顶底板岩石0.1060.0810.1490.1470.1470.1710.1660.84总涌 出量7.62120.6242.4149.7365.1615.1436.6620.84深、地质构造、煤厚、瓦斯放散初速度等地质指标，对隧道穿越煤层地段与突出的危险性进行评价。煤层指标在严重突出和一般突出的范围内。C3、C4煤层煤的自燃倾向性为自燃，煤的自燃倾向性等级为II级。C3、C4 煤层

21、均有煤尘爆炸危险性。3 隧道揭煤总体技术方案设计3.1 作业方案设计乌蒙山一号隧道石门揭煤包括平导和正洞揭煤两部分，施工中采用平导超前于正洞的施工方法，平导超前正洞100m以上且平导和正洞不得同时作业，有利于探明揭煤段地质和煤层瓦斯情况，为正洞揭煤创造有利条件，并形成巷道式通风。隧道穿煤系地层段的衬砌除满足结构强度要求外，为防止瓦斯渗入隧道内，衬砌应采用全封闭结构，并设全封闭瓦斯隔离层，施工缝应采用气密性处理等措施。隧道揭煤常采用多断面超短台阶法施工，分次开挖，以减少全断面一次开挖时煤与瓦斯突出危险。乌蒙山一号隧道揭煤拟采用的施工方法为：平导断面较小，采用全断面一次性揭煤施工；正洞采用分部揭煤

22、、分步到位的揭煤施工方法，即第一部揭煤后再进行剩余部位的揭煤施工。3.2 揭煤工艺流程乌蒙山一号隧道揭煤防突工艺首先对煤层进行超前预探，精确控制煤层层位及产状，防止误揭煤层并为揭煤防突措施提供基础数据。预探煤层时，在适当位置测定煤层瓦斯压力和瓦斯含量，对所揭煤层进行突出危险性评价。若预测该煤层有突出危险，然后根据煤层突出危险情况编制具体的揭煤方案；若预测煤层无突出危险，在施工中也应实施瓦斯综合治理的措施，加强通风、监测，采用安全炸药远距离放炮揭煤等安全防护措施。对有突出危险性的煤层，揭煤时必须采用综合防突措施，包括对煤层突出危险性进行预测、防治突出措施、防突措施效果检验和安全防护措施的“四位一

23、体”的综合防突措施。在距煤层法距5m的位置，采用“短进尺、弱爆破、强支护”的施工技术边预测边掘边探至距煤层最小安全法距处，通过远距离放炮掘进揭开煤层。揭煤防突工艺流程如图3-1所示：无危险有危险无效有效无效有效有危险超前水平地质孔（l50m），根据岩性及地质分析，确定煤层层位距煤层垂距不小于10m，前探孔+测压孔，精探煤层层位，测定煤层瓦斯压力(P)及含量(W)，初步预测煤层突出危险性距煤层垂距5m处，二次预测煤层突出危险性边预测边掘边探至距煤层安全垂距最小处防突措施效果检验补充防突措施补充措施效果检验安全防护措施远距离爆破揭煤加强支护边掘边预测进入或穿透煤层进入煤层底板进入煤系地层无危险实施

24、局部防突措施距煤层垂距7m处实施区域防突措施有效无危险有危险图3-1 揭煤防突工艺流程示意图3.3 隧道石门揭煤施工过程隧道开挖在穿过煤层之前总有一段岩石巷道，煤矿部门把这一段岩石巷道称作石门。石门揭煤就是石门自煤层底（顶）板岩石与煤层法线距离10m外开始，进入或穿过煤层顶（底）板法线距离大于2m的全部作业过程。乌蒙山一号隧道揭煤为反向揭煤即由煤层顶板揭开煤层，其揭煤施工过程见图3-2所示。图3-2 乌蒙山一号隧道揭煤施工过程示意图4 隧道石门揭煤前的准备工作 4.1 相关资料收集在揭穿煤层前，要收集隧址区基本地质地貌概况，隧道可能揭露各煤层的厚度、埋深和倾角、倾向、走向等产状情况、各煤层基本

25、瓦斯地质资料以及隧道与煤层的相互位置关系。调查隧道沿线隧道穿越的煤系地层煤层开采情况，收集开采煤层的产状、标高、埋深、地勘及生产期间煤层的主要参数，包括瓦斯压力、瓦斯含量、煤样分析结果（吸附常数a、b值，工业性分析，真假比重，孔隙率等）、煤的坚固性系数f、瓦斯放散初速度P、煤层的煤尘自然、爆炸性等参数。对以上资料进行分析整理，了解隧道煤系地层各煤层的地质及瓦斯基本概况，定位隧道揭穿各煤层的大致位置，对煤层的突出危险性做出初步分析，为隧道施工中顺利揭穿各煤层提供参考数据资料。4.2 超前探测钻孔为了探明隧道煤系地层的瓦斯赋存情况及地质状况，确切掌握煤层的层位、倾角、厚度、顶底板岩性、地质构造等煤

26、层赋存情况，为安全揭煤提供可靠的基础资料。瓦斯隧道揭煤前，必须对煤层赋存条件进行超前探测，以确定煤层的准确位置及基本参数，准确掌握其赋存情况。隧道工作面开挖至距煤层位置50m之前，沿隧道前进方向施工一个孔深不小于50m的水平超前探煤钻孔，钻孔尽可能穿透煤层全厚且进入煤层底板不小于0.5m。水平超前探煤钻孔的超前距为20m即工作面距上一循环水平超前探煤孔终孔20m时，停止开挖，施工下一个循环水平超前探煤钻孔。水平超前探煤孔示意图见图4-1所示：图4-1 水平超前探煤孔设计示意图在隧道开挖工作面至距推测煤层法距不小于10m时，必须打至少3个超前钻孔，钻孔直径为75 mm，必须穿透煤层全厚，并且进人

27、底板岩层不小于0.5m，其终孔位置应控制在开挖轮廓外5m左右，并取岩(煤)芯，分析煤层顶、底板岩性。3个超前钻孔(1个仰孔和2个水平边孔)，仰孔起到控制煤层倾角的作用，2个水平边孔起到控制煤层走向的作用。打钻过程中应注意观察孔内排出的浆液、煤屑、瓦斯动力现象等，并作好详细记录。前探孔及测压钻孔布置设计示意图见图4-2。图4-2 前探孔及测压孔设计示意图a开挖工作面；b钻孔平面图；c钻孔剖面图4.3 煤层瓦斯参数测定在隧道开挖工作面至距推测煤层法距不小于10m时所施工的超前探测钻孔，取其中三个岩层比较完整的钻孔进行封孔、注浆，测定其煤层原始瓦斯压力，其余探测钻孔用水泥沙浆封死。为准确得到煤层原始

28、瓦斯压力值，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点的间距不得小于5m。为了缩短测压时间，本次测压拟采用主动式测压，补充气体为高压氮气。根据现场煤层赋存情况及施工条件，瓦斯压力测定前编制具体的测压实施方案。煤层瓦斯压力测定方法与步骤见附录A。测压实施方案由重庆煤科院编制并现场技术指导，项目部负责测压材料准备、现场施工和人员协调等。打钻时取钻孔煤样23Kg，煤样取完后尽快用密封性好的塑料袋封装并填写煤样标签，送实验室分析有关参数，煤样标签格式如表4-1。在实验室测试煤的瓦斯吸附常数、工业分析指标、真假比重、孔隙率、p和f值等。在煤层瓦斯压力测定结果出来后，计算煤层瓦斯含量。表4-1 煤样标签格式煤层

29、名称： 取样具体位置： 取样类别： 全煤断面 软分层 钻孔 取样日期： 年 月 日 班需要实验室分析的参数：吸附常数a，b 真比重 p K1-p关系（软分层） 工业分析 假比重 f *在需要测定的参数后面划5 煤层突出危险预测隧道石门揭煤工作面的突出危险性预测采用分部预测即初步预评价和二次预测的方法。初步预评价采用瓦斯压力或瓦斯含量，并参考其他单项指标；二次预测指标选用钻屑瓦斯解析指标K1值、钻孔瓦斯涌出初速度q以及综合指标法D、K值。5.1 初步预测在开挖面距煤层法距不小于10m，对煤层突出危险性进行初步预测，预测方法采用测定煤层瓦斯压力法或瓦斯含量法。若条件允许，考虑测定煤层的坚固性系数f

30、值、瓦斯放散初速度P，辅助参考f值、P等单项指标。根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行初步预测的临界值见下表5-1所示：表5-1 煤层瓦斯压力或瓦斯含量预测临界值表瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）预测结果P0.74W8无突出危险区其他情况突出危险区若煤层无突出危险，则在开挖工作面掘进至距煤层垂距不小于5m处，对所揭煤层突出危险性进行二次预测。若煤层有突出危险，则在开挖工作面掘进至距煤层法距不小于7m处，对所揭煤层实施区域防突措施，措施有效后开挖至煤层法距不小于5m处仍对所揭煤层突出危险性进行二次预测。5.2 二次预测在开挖工作面掘进至距煤层垂距不小于5m处时，应对煤层突出危险性进行二次预测

31、或者效果检验，即施工钻孔直径为75mm的5个以上穿透煤层全厚的预测钻孔，分别位于石门的上部、中部和两侧。测定钻孔钻屑瓦斯解吸指标K1值、钻孔瓦斯涌出初速度q等，并按要求取煤层煤样测定煤的坚固性系数f值和瓦斯放散初速度P，由此计算综合指标D、K值。预测钻孔布置示意图见图5-1：图5-1 预测钻孔布置设计示意图a钻孔开孔位置平面图；b钻孔平面图；c钻孔剖面图5.2.1 预测指标K1值的测定及其临界值采用WTC瓦斯突出参数仪测定钻屑瓦斯解吸指标K1值。根据煤层具体情况，预测钻孔穿进煤层后，用事先准备后的组合筛子在孔口接取钻屑，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

32、筛分，最后把筛分好的13mm的钻屑装入WTC防突预测仪的煤样罐内，盖好煤样罐，准备测试。当秒表走到t0时（t02min），启动仪器采样测定，采样完毕用键盘输入t0和测定煤样点距孔口的距离L，仪器自动计算K1值。注意测量前应检测煤样罐等的气密性，否则可能造成测量结果不准，影响突出危险预报。K1测定方法详见WTC瓦斯多参数突出预测仪使用说明书，钻屑瓦斯解析指标K1值的临界值见表5-2所示。表5-2 钻屑指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的临界值表煤样类别K1（mL/gmin1/2）干煤0.5湿煤0.45.2.2 预测指标q的测定及其临界值采用ZWC-2型钻孔瓦斯涌出初速度测定装置测定钻孔瓦斯涌出初

33、速度q值。用42mm麻花钻杆打孔穿透煤层全厚后迅速拨出钻杆，然后用ZWC-2型钻孔瓦斯涌出初速度测定装置封孔，以上工作需在打钻完毕2min内完成。钻孔瓦斯涌出初速度q用TWY突出危险预报仪进行测定。测定方法详见TWY突出危险预报仪使用说明书。若无TWY仪器，钻孔瓦斯涌出初速度q可用符合要求的流量计代替测定。具体做法为：连接好将预先准备好的流量计，读取累计流量计初始数据，同时起动秒表，测量时间达到1min时，读取流量计累计数据，前后两次读数之差即为钻孔瓦斯涌出初速度值，也即为q。如果因拨钻、封孔等操作不及时，测定瓦斯流量的时间已超过规定的时间时，该测定结果不能作为判定工作面有无突出危险性的依据。

34、钻孔瓦斯涌出初速度q的临界值见表5-3所示：表5-3 判断突出危险性的钻孔瓦斯涌出初速度临界值煤的挥发分Vdaf（%）5151520203030qm（L/min）5.04.54.04.55.2.3 综合指标D、K的测定及其临界值在预测钻孔每米煤孔段采一个煤样测定煤的坚固性系数f，把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度p，则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。综合指标D、K的计算公式为： (1) (2)式中， D煤层的突出危险性综合指标；K煤层的突出危险性综合指标；H煤层埋深，m；P煤层瓦斯压力，取两个测压钻孔实测瓦斯压力

35、的最大值，MPa；p软分层煤的瓦斯放散初速度指标；f软分层煤的平均坚固性系数。如果取得的煤样粒度达不到测定f值所要求的粒度时，可采取粒度为13mm的煤样进行测定。综合指标D、K的临界值见表5-4所示：表5-4 用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性的临界值煤层突出危险性综合指标D煤层突出危险性综合指标K无烟煤其它煤种0.2520155.3 煤层突出危险性评价各煤层石门揭煤工作面突出危险预测指标的临界值应根据试验考察确定或参考隧道附近开采煤矿对各煤层的预测指标临界值，在确定之前或无附近煤矿参考可暂按防治煤与瓦斯突出细则中推荐的临界值确定工作面的突出危险性。当钻屑解析指标K1值或钻孔瓦斯涌出初速度

36、q的测定值大于等于表5-2和表5-3中的临界值时，判定为突出危险工作面；当测定的综合指标D、K都小于临界值，或者指标D小于临界值且式（1）中两括号内的计算值都为负值时，若未发现其他异常情况，该工作面即为无突出危险工作面。以上几个预测指标任何一个超出临界值即判定为揭煤工作面为突出危险工作面。另外，打钻过程中出现顶钻、夹钻、卡钻、喷孔等瓦斯动力现象，或煤层赋存条件急剧变化、构造破坏带，或有明显突出危险预兆，应视开挖工作面为突出危险工作面。突出危险工作面必须采取防突技术措施。6 防治突出技术措施6.1 防突措施方法根据铁路隧道的特点并结合实际情况，本次隧道石门揭煤防突技术措施以区域防突措施为主，石门

37、工作面局部防突措施为辅。区域防突措施主要采用钻孔排放瓦斯或瓦斯抽放，工作面局部防突措施可采用钻孔排放、金属骨架超前支护、煤体固化等技术措施。实施区域防突措施时，隧道开挖工作面距突出煤层间的最小法向距离为不小于7m；实施局部防突措施时，隧道揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：钻孔排放为5m，金属骨架、煤体固化措施为3m。当揭煤断面较大，岩石破碎程度较高时，应适当加大距离。若煤层瓦斯含量高，揭煤区域煤体瓦斯储量大，瓦斯压力高，排放时间长，为减小由此带来的工期压力，可考虑抽放措施加强瓦斯排放。采用抽放措施时应编制专项抽放设计，抽放措施初步设计见附录B。6.2 揭煤区域防突措施在开挖面距煤层法距不

38、小于10m时，对煤层进行初步突出危险性预测。若测得煤层瓦斯压力P0.74Mpa（或煤层原始瓦斯含量W8m3/t），应视该煤层有煤与瓦斯突出危险性，在开挖面掘进至距煤层法向距离不小于7m处必须采取区域防突技术措施。 区域防突措施要求钻孔孔径为89110mm，排放半径取暂取0.75m，控制隧道轮廓线上方12m，左、右邦12m，底部6m，同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m。钻孔开孔位置设在距煤层垂距不小于7m的开挖工作面上，各孔应穿透煤层并进入底板不小于0.5m，当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应保持煤孔最小超前距15m。当煤层层间距小于5m时可视为一层煤，按一层煤实施区域防

39、突措施，即二叠系上统宣威群煤组中的C5和C7两层煤按一层煤实施区域防突措施。6.2.1 平导揭煤区域防突措施平导区域防突措施钻孔布置可由以下两个方案： 方案一在平导距煤层法距不小于7m的开挖断面上（此时开挖掌子面已按要求刷成与所揭煤层顶板层面平行的斜面），对平导全断面进行区域消突，即布置平导开挖全断面区域措施要求控制范围煤体的钻孔。平导区域防突措施方案一钻孔布置图如图6-1所示：（a）（b）图6-1平导揭煤区域措施方案一钻孔布置示意图a钻孔开孔位置平面图；b钻孔剖面图 方案二在距煤层法距不小于7m的开挖断面上（开挖掌子面已按要求刷成与所揭煤层顶板层面平行的斜面），此时对首先揭煤的部进行区域消突

40、，即先布置上台阶部开挖断面区域措施要求控制范围煤体的钻孔。在部揭穿煤层后，在部的底板实施顺煤层钻孔，对部开挖断面区域措施要求控制范围内煤体布置扇形顺层钻孔进行区域消突。部区域措施消突钻孔布置图如图6-2所示，部区域措施消突钻孔布置见图6-3所示：图6-2 方案二部区域措施消突钻孔布置示意图(a)(b)图6-3 方案二部区域措施消突钻孔布置示意图a钻孔布置纵剖图；b钻孔布置横剖图针对平导区域防突措施以上钻孔布置方案优缺点对比分析见表6-1所示：表6-1 平导区域防突措施钻孔布置方案比较表方案编号优 点缺 点方案一钻孔集中，施工连续，容易管理；对有自喷的松软煤层，钻孔施工安全且排放效果好，消突可靠

41、性强；不影响区域措施实施完后续工程的施工。钻孔施工岩孔段工程量大，钻孔数量多，开孔不易控制；揭开部时所需要的排放时间相对较长；部分钻孔在斜面上施工。方案二全部钻孔岩孔段工程量小；揭开部时所需要的排放时间相对较短；有一部分顺层钻孔，顺层孔相对穿层孔施工容易；可以利用部揭煤后进入下个煤层揭煤准备工作的时间排放瓦斯，节省总体排放时间。部排放效果检验操作方便，检验结果可靠。顺层下向孔在煤层松软或有水的情况下，排放效果不好；部的顺层措施孔与部的穿层孔控制范围有一部分重叠，加大了工程量；施工部顺层孔时对后继工程施工有影响。经过表6-1分析比较，结合乌蒙山一号隧道平导实际施工条件和设计开挖方式，平导区域防突

42、措施选取方案一的钻孔布置方式。6.2.2 正洞揭煤区域防突措施平导超前正洞揭煤，平导揭煤后为正洞揭煤防突区域防突措施提供了多种方案，正洞揭煤区域防突措施可由以下几种技术方案： 方案一在正洞开挖工作面距煤层法距不小于7m处，施工穿层钻孔，按照揭煤防突区域措施要求控制正洞开挖轮廓线一定范围内煤体，钻孔布置如6-4所示：图6-4 正洞揭煤区域措施方案一钻孔布置示意图a钻孔终孔位置平面图；b钻孔平面图；c钻孔剖面图 方案二在距煤层法距不小于7m的开挖断面上，对首先揭煤的部进行区域消突，即先布置穿层钻孔，按照区域措施的要求控制部开挖断面影响范围的煤体。在部揭穿煤层后，在部的底部和右侧布置扇形顺煤层钻孔，

43、按区域措施要求对其余开挖断面影响范围的煤体进行区域消突。部区域措施消突钻孔布置图如图6-5所示，部区域措施消突钻孔布置见图6-6所示：（a）（b）图6-5 正洞揭煤方案二部区域措施钻孔布置示意图a钻孔控制范围平面图；b钻孔布置剖面图图6-6 正洞揭煤方案二部区域措施钻孔布置示意图 方案三平导揭煤后，在煤层段右侧施工一个钻场，钻场规格为3.5m（高）5m（宽）5m（长），顶部和两侧采用锚索网支护，在钻场内施工顺煤层扇形长钻孔排放正洞揭煤区域措施内的煤体瓦斯，进行区域消突，钻孔布置如下图6-7所示：图6-7 通过钻场施工顺层钻孔设计示意图 方案四平导揭煤后以平导轨顶面为基准面为底板，向正洞方向沿煤层走向施工净断面为2.35m（高）3.5m（宽）的煤巷或半煤岩巷，采用架29U型棚+锚索网支护，掘进至正洞