CN109236353B - 一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法 - Google Patents
一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN109236353B CN109236353B CN201811104721.1A CN201811104721A CN109236353B CN 109236353 B CN109236353 B CN 109236353B CN 201811104721 A CN201811104721 A CN 201811104721A CN 109236353 B CN109236353 B CN 109236353B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- coal
- uncovering
- gas
- hole
- coal seam
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- 239000003245 coal Substances 0.000 title claims abstract description 299
- 230000002265 prevention Effects 0.000 title claims abstract description 55
- 238000010276 construction Methods 0.000 title claims abstract description 41
- 238000005553 drilling Methods 0.000 claims abstract description 66
- 238000001514 detection method Methods 0.000 claims abstract description 27
- 230000000694 effects Effects 0.000 claims abstract description 19
- 238000009412 basement excavation Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 41
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims description 31
- 238000005520 cutting process Methods 0.000 claims description 29
- 238000012360 testing method Methods 0.000 claims description 24
- 238000012795 verification Methods 0.000 claims description 22
- 238000005422 blasting Methods 0.000 claims description 19
- 238000011161 development Methods 0.000 claims description 9
- 238000007789 sealing Methods 0.000 claims description 9
- 230000005641 tunneling Effects 0.000 claims description 9
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000010959 steel Substances 0.000 claims description 8
- 238000003795 desorption Methods 0.000 claims description 7
- 238000009826 distribution Methods 0.000 claims description 6
- 238000009933 burial Methods 0.000 claims description 5
- 230000003014 reinforcing effect Effects 0.000 claims description 5
- 238000005507 spraying Methods 0.000 claims description 4
- 238000004873 anchoring Methods 0.000 claims description 3
- 239000002131 composite material Substances 0.000 claims description 3
- 239000002360 explosive Substances 0.000 claims description 3
- 239000004570 mortar (masonry) Substances 0.000 claims description 3
- 230000000149 penetrating effect Effects 0.000 claims description 3
- 239000011378 shotcrete Substances 0.000 claims description 3
- 230000001502 supplementing effect Effects 0.000 claims description 2
- 238000007689 inspection Methods 0.000 abstract description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 6
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 4
- 238000013461 design Methods 0.000 description 3
- 239000002243 precursor Substances 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 230000002159 abnormal effect Effects 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 239000004567 concrete Substances 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 1
- 238000013277 forecasting method Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 1
- 230000001681 protective effect Effects 0.000 description 1
- 238000012797 qualification Methods 0.000 description 1
- 230000000246 remedial effect Effects 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21F—SAFETY DEVICES, TRANSPORT, FILLING-UP, RESCUE, VENTILATION, OR DRAINING IN OR OF MINES OR TUNNELS
- E21F7/00—Methods or devices for drawing- off gases with or without subsequent use of the gas for any purpose
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21C—MINING OR QUARRYING
- E21C41/00—Methods of underground or surface mining; Layouts therefor
- E21C41/16—Methods of underground mining; Layouts therefor
- E21C41/18—Methods of underground mining; Layouts therefor for brown or hard coal
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mining & Mineral Resources (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Remote Sensing (AREA)
- Lining And Supports For Tunnels (AREA)
Abstract
本发明公开了一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，包括平导揭煤作业和正洞揭煤作业，具体步骤为：超前地质综合预报、确定煤层层位、煤与瓦斯突出危险预测、瓦斯排放、防突措施效果检验、揭煤以及石门揭煤结束；瓦斯隧道在穿越煤层前需要对瓦斯压力进行测定，当瓦斯压力过大时，需要对其进行钻孔泄压，当钻孔瓦斯压力小于0.74MPa，并非抽放时间越长越好，当瓦斯压力小于0.74MPa时，就可以停止抽放，同时抽放负压越大，瓦斯的抽放体积流量也相对越多，因此应该尽量提高瓦斯抽放负压；本发明的高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，具有较好的揭煤防突检测及预防功能，提高瓦斯隧道在穿越煤层开挖的效率和安全性。
Description
技术领域
本发明涉及隧道施工技术领域，更具体地说，它涉及一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法。
背景技术
铁路和公路隧道支护结构属于永久性支护，煤矿隧道支护结构则属于临时性支护，因此对支护结构的要求不同。鉴于铁路和公路隧道与煤矿隧道存在诸多差别，煤矿部门的很多数据对铁路和公路隧道并不适用或应用效果较差。因此在揭煤防突方面，需要针对铁路隧道和公路隧道自身的特点展开研究。
煤与瓦斯突出是指在复杂的地应力条件下，安全岩柱强度不足以抵抗瓦斯压力，工作面岩体破坏，煤与瓦斯短时间内向工作面方向大量喷出或涌出，进一步引起塌方、崩落等灾害的发生，常常造成人员伤亡和经济损失。煤与瓦斯突出是一个准备、发生、发展到终止的过程，是多种因素的综合结果尽管煤与瓦斯突出具有极大的危险性，但是铁路隧道和公路隧道煤与瓦斯突出都发生在一定的区域内，与整个隧道建设相比所占比例较小，而且发生突出具有一定的概率性，因此，目前无论是铁路隧道还是公路随道，揭煤防突技术都釆用“四位一体”综合防治措施。“四位一体”是指突出危险性预测、具体防突措施实施、防突效果检测和安全防护措施综合使用。
发明内容
针对现有技术存在的不足，本发明的目的在于提供一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，以解决上述背景技术中提出的问题。
为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：
一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，包括平导揭煤作业和正洞揭煤作业，其揭煤防突施工方法的具体步骤如下:
步骤一、超前地质综合预报
采用物探对煤层位置、采空区位置及规模的宏观预报；在上台阶开挖前施做3孔地质超前钻孔予以验证，当超前物探及验证孔确认有煤时，在发现有煤钻孔的四周补施3孔地质超前钻孔，初步判定煤层走向、厚度；采用地质法对煤层位置进行预测；
步骤二、确定煤层层位
当超前地质综合预报前方有煤层时，平导掌子面在距推测煤层10m垂距处，施作3孔Φ76mm探测孔，探测孔穿透煤层全厚且进入顶板煤层或底板煤层不小于0.5m；于正洞上台阶掌子面在距推测煤层10m垂距处施作3孔Φ76探测孔，探测孔施作要求同平导探测孔；当上台阶煤层位置与平导推测位置不一致时，再分别于1、2孔之间和1、3孔之间各增设1孔Φ76mm探测孔；正洞下台阶于掌子面距离推测煤层10m垂距处施作1孔Φ76mm验证孔；
步骤三、煤与瓦斯突出危险预测
平导掌子面距煤层5m垂距处，施作3孔Φ76mm穿透煤层全厚的预测孔；
步骤四、瓦斯排放
在有害气体涌出孔附近施做排放孔，排放钻孔直径Φ89mm，当瓦斯压力>0.74MPa时，有突出危险；
步骤五、防突措施效果检验
石门揭煤工作面突出危险性临界值为：当干煤的Δh2值为200Pa时，其K1为0.5ml/g·min1/2，当湿煤的Δh2值为160Pa时，其K1为0.4ml/g·min1/2；
步骤六、揭煤
平导、正洞均采用震动放炮分段分部揭煤；但不得同时多层揭煤；正洞采用分部揭煤，各部逐一揭煤，当一层煤揭完后方可准备下一层煤揭煤层施工；其中，石门工作面距煤层的垂距不得小于2m，当石门揭穿后，在半岩半煤中掘进；
平导、正洞各部不得同时揭煤，揭煤进尺控制在1.5～2.0m；进入煤系地层段后，必须采用湿式钻机，***作业采用煤矿许用***；均采用震动放炮揭煤；
揭煤段采用台阶法施工，开挖后及时喷锚支护；隧道揭煤段开挖后，仰拱、二次衬砌紧跟，仰拱距掌子面不超过30m，二次衬砌不超过60m；
步骤七、石门揭煤结束
隧道初期支护施作后，采用地质雷达对拱墙两侧进行地质探测，查明是否存在煤矿采空区，穿越煤层法距10m后，确认为石门揭煤结束，转入正常施工。
作为本发明进一步的方案，步骤一中，所述物探的预测距离不得少于150m，每隔100m预报一次；超前钻孔直径为Φ76mm。
作为本发明进一步的方案，步骤三中，所述预测孔与超前钻孔、探测孔见煤点的间距不小于5m，揭煤前进行煤与瓦斯突出危险性预报，预测方法有钻屑指标法、复合指标法、R值指标法。
作为本发明进一步的方案，步骤六中，所述平导、正洞的揭煤的各掘进工作面应始终保持前方安全区不得小于5m；揭煤前设置钢架、超前支护；揭煤段的部分段落设置格栅钢架及拱部Φ25mm超前锚杆加强支护，格栅钢架间距1.5m，超前锚杆3m一环，每环31根，环向间距0.5m，每根长4m，铺挂φ6mm钢筋网，网格间距25×25cm，喷混凝土23×15cm；上台阶长度控制在5～8m；拱部锚杆为φ22mm组合中空锚杆，边墙为普通砂浆锚杆，上、下台阶拱脚处打设φ22mm锁脚锚杆，每根长3m，下台阶开挖时一次性落底。
作为本发明进一步的方案，测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量参数的测试点的分布位置，开拓后区域预测时，同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。
作为本发明进一步的方案，在揭煤前沿煤层至少打3个孔，区域预测判断煤层突出危险性的临界值，当瓦斯压力＜0.74P/MPa，瓦斯含量＜8W/(m3.t)-1，为无突出危险区。
作为本发明进一步的方案，当预测结果为无突出危险区域，在石门揭煤和每掘进10-50米进行区域性验证。
作为本发明进一步的方案，当预测结果为突出危险区域，采取瓦斯抽放的办法进行，对揭穿煤层区域的瓦斯进行抽放采用穿层钻孔预抽石门揭煤区域的瓦斯，穿层钻孔施工距煤层的法向7m开始，控制巷道轮廓线外15m，上部20m，下部10m；穿层钻孔的封孔长度大于5m，顺层钻孔的封孔长度大于8m。
作为本发明进一步的方案，所述钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在煤巷掘进工作面打3～5个以上直径42mm，深度为8～12m的钻孔，钻孔钻进2m后，每钻进1m测定一次钻屑量，每隔2m测定一次钻屑解吸指标，最大钻屑量为Smax和钻屑解吸值为K1或△h2，当△h2≥200Pa、最大钻屑量Smax≥6Kg/m以及≥5.4L/m，K1值≥0.5mL(g.min1/2)时，为突出危险工作面；当△h2＜200Pa、最大钻屑量Smax＜6Kg/m以及＜5.4L/m，K1值＜0.5mL(g.min1/2)时，为无突出危险工作面。
综上所述，本发明与现有技术相比具有以下有益效果：
瓦斯隧道在穿越煤层前需要对瓦斯压力进行测定，当瓦斯压力过大时，需要对其进行钻孔泄压，当钻孔瓦斯压力小于0.74MPa，并非抽放时间越长越好，当瓦斯压力小于0.74MPa时，就可以停止抽放，同时抽放负压越大，瓦斯的抽放体积流量也相对越多，因此应该尽量提高瓦斯抽放负压；本发明的高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，具有较好的揭煤防突检测及预防功能，提高瓦斯隧道在穿越煤层开挖的效率和安全性。
为更清楚地阐述本发明的结构特征和功效，下面结合附图与具体实施例来对本发明进行详细说明。
附图说明
图1为本发明的平导揭煤作业流程示意图。
图2为本发明的正洞揭煤作业流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明的技术方案做进一步的说明。
参见图1-图2，一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，包括平导揭煤作业和正洞揭煤作业，其揭煤防突施工方法的具体步骤如下:
步骤一、超前地质综合预报
煤系地层段开展物探(TSP)、超前钻孔、地质调查法等手段的综合超前地质预报，以预测煤层位置、产状(走向、倾向、倾角)、煤层厚度等，实施范围为正洞段主要采用超前钻孔手段预测煤层。
①物探(TSP203)：主要实现对煤层位置、采空区位置及规模的宏观预报。预测距离不得少于150m，每隔100m预报一次。
②超前钻孔：在综合超前地质预测预报结合物探工作基础上，先在上台阶开挖前施做3孔地质超前钻孔予以验证，当超前物探及验证孔确认有煤时，还应在发现有煤钻孔的四周补施3孔地质超前钻孔，初步判定煤层走向、厚度等。超前钻孔直径为Φ76mm，钻孔与煤层顶板(底板)交点应控制在衬砌开挖轮廓线外10m范围内，确保正洞开挖在遇到煤层前10m外了解煤层的大致位置。超前钻孔水平距离每30m/环，搭接5m，每环3孔。在超前综合物探异常时，应加强分析工作，必要时应增加钻孔加以探测。
③地质法：根据开挖揭示地层岩性、产状及超前探孔资料对煤层位置进行预测。
步骤二、确定煤层层位(探测孔)
当超前地质综合预报前方有煤层时，平导掌子面在距推测煤层10m垂距处，施作3孔Φ76mm探测孔。探测孔必须穿透煤层全厚且进入顶(底)板煤层不小于0.5m，详细记录岩芯资料，以掌握煤层位置、走向、倾向、倾角、煤层厚度、瓦斯赋存情况。
利用平导煤层资料推测正洞煤层位置，并于正洞上台阶掌子面在距推测煤层10m垂距处施作3孔Φ76mm探测孔，探测孔施作要求同平导探测孔。当上台阶煤层位置与平导推测位置不一致时，再分别于1、2孔之间和1、3孔之间各增设1孔Φ76mm探测孔，重新确定煤层位置、以掌握正洞煤层的位置、走向、倾向、倾角、煤层厚度、瓦斯赋存情况等。
正洞下台阶于掌子面距离推测煤层10m垂距处施作1孔Φ76mm验证孔，对煤层的位置、走向、倾向、倾角、煤层厚度等进行验证，验证孔施作要求同探测孔。
步骤三、煤与瓦斯突出危险预测(预测孔)
平导掌子面距煤层5m垂距处，施作3孔Φ76mm穿透煤层全厚的预测孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度与坚固性系数，钻屑瓦斯指标等。为准确测定煤层原始瓦斯参数。预测孔与超前钻孔，探测孔见煤点的间距不小于5m。
揭煤前进行煤与瓦斯突出危险性预报，且预测方法不得少于两种，以相互验证。预测方法主要有钻屑指标法、复合指标法、R值指标法。
虽然平导预测的煤与瓦斯突出危险性基本可代表正洞通过煤层的突出危险，但由于构造等各种不利因素影响，煤层及瓦斯存在变化的可能，为准确掌握其突出危险性，故正洞上台阶揭煤前应按上述要求进行煤与瓦斯突出危险性预测。正洞下台阶原则上采用正洞上台阶预测结果，不再进行突出危险性预测。
步骤四、瓦斯排放
当预测煤与瓦斯有突出危险时，揭煤前应采取瓦斯排放或瓦斯抽放等措施。
①在瓦斯等有害气体涌出孔附近施做排放孔，排放钻孔直径Φ89mm，排放孔设置根据瓦斯涌出部位、涌出量、涌出压力等确定，当瓦斯压力>0.74MPa时，有突出危险。
②施工过程中若用一般措施排放效果不佳时，可由五方现场确认，调整瓦斯排放措施，加快瓦斯排放，确保施工安全。
步骤五、防突措施效果检验
瓦斯排放措施实施后，应进行瓦斯排放效果检验，以确定是否有效，当检验结果各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效，否则，认为措施无效，应采取延长排放时间，增加排放孔数量、瓦斯抽放等补救措施。
钻屑指标法预测石门揭煤工作面突出危险性临界值参见下表：
步骤六、揭煤
①平导、正洞均采用震动放炮分段分部揭煤，但不得同时多层揭煤；正洞采用分部揭煤，各部逐一揭煤，当一层煤揭完后方可准备下一层煤揭煤层施工，其中，石门工作面距煤层的垂距不得小于2m，当石门揭穿后，在半岩半煤中掘进。各掘进工作面应始终保持前方安全区不得小于5m。揭煤前设置钢架、超前支护等防护措施。
②平导、正洞各部不得同时揭煤，揭煤进尺控制在1.5～2.0m，光面***多打眼、少装药、弱***。
③进入煤系地层段后，必须采用湿式钻机，***作业采用煤矿许用***。采用煤矿许用瞬发电***和煤矿许用毫秒延期电***，并应使用防爆型发爆器起爆。不应使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火***。使用煤矿许用毫秒延期电***时，从起爆到最后一段的延期时间不应超过130ms。
④无论煤层突出与否，均采用震动放炮揭煤。揭煤段***作业时人员撤离、洞外起爆，***后通风时间不少于30分钟。
⑤强支护下掘进煤层段
揭煤段采用台阶法施工，开挖后及时喷锚支护。部分段落设置格栅钢架及拱部Φ25mm超前锚杆加强支护，格栅钢架间距1.5m，超前锚杆3m一环，每环31根，环向间距0.5m，每根长4m，铺挂φ6mm钢筋网，网格间距25×25cm，喷混凝土23×15cm。上台阶长度控制在5～8m，开挖后及时喷锚支护，喷混凝土要平顺，格栅钢架与岩面必须密贴，拱部锚杆为φ22mm组合中空锚杆，边墙为普通砂浆锚杆，上、下台阶拱脚处打设φ22mm锁脚锚杆，每根长3m，下台阶开挖时一次性落底。
本发明的隧道揭煤段开挖后，仰拱、二次衬砌紧跟，仰拱距掌子面不超过30m，二次衬砌不超过60m。隧道初期支护和二次衬砌的及时施作，不但保证隧道岩体的稳定，而且可以减少瓦斯气体的渗漏，保证施工安全。
步骤七、石门揭煤结束
本发明的隧道初期支护施作后，采用地质雷达对拱墙两侧进行地质探测，查明是否存在煤矿采空区。采空区内可能聚集了大量瓦斯气体和老塘水，施工时可能引发突泥突水和瓦斯突出，该处应力集中，侧压力不平衡，岩体失稳，易发生塌方等安全事故。穿越煤层法距10m后，确认为石门揭煤结束，转入正常施工。
针对不同区域的防突，采用不同的综合防突措施。必须按照《防治煤与瓦斯突出规定》上的要求，坚持两个“四位一体”综合防突措施。顺序为：
1、先进行石门揭煤区域性预测(分为开拓前区域性预测和开拓后区域性预测)
(1)区域性预测一般根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行，也可以采用其他经试验证实有效的方法。
根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域性预测的临界值应当由具有突出危险性鉴定资质的单位试验考察。
(2)根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域性预测方法应当按照下列方法进行：
①煤层瓦斯风化带为无突出危险区域：
②根据确切掌握的煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区域。当突出点及具有明显突了预兆的位置的分布与构造有直接关系时，则根据上部区域突出点及具有明显突了预兆的位置的分布与构造有的关系确定构造线两侧突出区边缘到构造线的最远距离，并根据下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两侧的突出危险区；否则，在同一地质单元内，突出点及具有明显突了预兆的位置以上20m(埋深)及以下的范围为突出危险区域。
(3)开拓后区域预测时，应当符合下列要求：
①预测所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数应为井下实测数据；
②测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。
③在揭煤前沿煤层至少打3个孔，进行测定煤层瓦斯压力和瓦斯含量，区域预测判断煤层突出危险性的临界值见表。
区域预测判断煤层突出危险性的临界值表
对不同标高或埋深的煤层区域判断其突出危险性，经区域预测为突出危险的煤层，必须采取区域防突措施并进行区域防突措施效果检验。经区域预测为无突出危险的煤层进行掘进准备过程的所有揭煤作业应当采取局部综合防突措施。
2、区域防突措施
预测结果分为两类：
(1)预测结果为无突出危险区域，那么在石门揭煤和每掘进10-50米进行区域性验证，区域性验证也就是工作面防突措施的预测预报工作。
(2)预测结果为突出危险区域，就必须采取区域性防突措施，采取瓦斯抽放的办法进行，对揭穿煤层区域的瓦斯进行抽放采用穿层钻孔预抽石门揭煤区域的瓦斯。穿层钻孔施工距煤层的法向7m开始，控制巷道轮廓线外15m，上部20m，下部10m。
(3)预抽钻孔的其它要求
①预抽钻孔封孔必须严密，穿层钻孔的封孔长度大于5m，顺层钻孔的封孔长度大于8m。
②应当做好毎个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。钻孔孔口抽采负压大于13kpa。预抽瓦斯浓度低于30％时，应采取改进封孔的措施，提高封孔质量。
3、区域措施效果检验
执行煤层区域措施后，对煤层的突出危险性，需进行区域措施效果检验，确定有无措施效果，以采取对应措施。
(1)采取残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应当根据实测的最大残余瓦斯压力、最大残余瓦斯含量按表一突出危险性的临界值进行判断。若检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。效果检验无效时必须继续进或补充实施区域防突措施。
(2)对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，分别位于预抽区域内上部、中部和两侧，并且至少有1个孔检验测试孔位于预抽区域内距边缘不大于2m的范围。
4、区域验证
经区域预测或区域防突措施效果检验后为无突出危险区的煤层进行揭煤作业时，必须采用工作面预测方法进行区域验证。区域验证方法：
(1)在石门揭煤工作面对无突出危险区进行区域验证，应当采用石门揭煤工作面突出危险性预测方法进行，则采用钻屑指标法验证。
(2)在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证。
(3)在构造破坏带连续进行区域验证。
只要有一次区域验证为有突出危险或发现有突出预兆，则该区域以后的掘进作业均应执行局部综合防突措施。
5、局部综合防突措施的工作面突出危险性预测
钻屑指标法
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，按下步骤进行：
(1)工作面突出危险性预测钻孔布置
(2)在煤巷掘进工作面打3～5个以上直径42mm，深度为8～12m的钻孔。钻孔应布置软分层中，钻孔应控制巷道轮廓线外2～4m。
(3)钻孔钻进2m后，每钻进1m测定一次钻屑量，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸值K1或△h2预测工作面的突出危险性。
(4)采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时，各项指标的突出危险临界值，应根据现场测定资料确定。如无实测资料确定时可按下表数据确定突出危险性：
钻屑指标表
6、局部综合防突措施的工作面防突措施
若经预测判定其中一次煤层具有突出危险时，则必须采取以下防治突出措施：
(1)施工队将永久支护跟拢工作面，收净浮矸杂物将碛头准备作钻场。
(2)通防科编制抽(排)措施的设计，且该设计应满足：
①抽放/排放钻孔的孔径为75～120mm。
②控制范围：巷道断面轮廓线两侧(区段煤柱)为5m，下部至少为3m。
③终孔位置的孔距为3.0m。
④原则上采用矿井地面瓦斯永久抽放泵固定抽放方式，负压13kpa，瓦斯浓度达30％，瓦斯的预抽率必须≥30％。
⑤抽或排放设计报公司总工程师审批后，由施工单位负责施工，防突队负责收集抽(排)放瓦斯资料。
7、局部综合防突措施的工作面防突措施效果检验
工作面防突措施效果检验的方法与工作面突出危险性预测相同。
综上所述，瓦斯隧道在穿越煤层前需要对瓦斯压力进行测定，当瓦斯压力过大时，需要对其进行钻孔泄压，当钻孔瓦斯压力小于0.74MPa，并非抽放时间越长越好，当瓦斯压力小于0.74MPa时，就可以停止抽放，同时抽放负压越大，瓦斯的抽放体积流量也相对越多，因此应该尽量提高瓦斯抽放负压。
瓦斯隧道进行揭煤时，需要进行严格的安全施工操作，包括超前预报、钻孔泄压、揭煤。揭煤***需要加强钻爆施工控制，揭煤进尺控制在1.5～2.0m，光面***多打眼、少装药、弱***。
以上结合具体实施例描述了本发明的技术原理，仅是本发明的优选实施方式。本发明的保护范围并不仅局限于上述实施例，凡属于本发明思路下的技术方案均属于本发明的保护范围。本领域的技术人员不需要付出创造性的劳动即可联想到本发明的其它具体实施方式，这些方式都将落入本发明的保护范围之内。
Claims (9)
1.一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，包括平导揭煤作业和正洞揭煤作业，其特征在于，其揭煤防突施工方法的具体步骤如下:
步骤一、超前地质综合预报
采用物探对煤层位置、采空区位置及规模的宏观预报；在上台阶开挖前施做3孔地质超前钻孔予以验证，当超前物探及验证孔确认有煤时，在发现有煤钻孔的四周补施3孔地质超前钻孔，初步判定煤层走向、厚度；采用地质法对煤层位置进行预测；
步骤二、确定煤层层位
当超前地质综合预报前方有煤层时，平导掌子面在距推测煤层10m垂距处，施作3孔Φ76mm探测孔，探测孔穿透煤层全厚且进入顶板煤层或底板煤层不小于0.5m；于正洞上台阶掌子面在距推测煤层10m垂距处施作3孔Φ76探测孔，探测孔施作要求同平导探测孔；当上台阶煤层位置与平导推测位置不一致时，再分别于1、2孔之间和1、3孔之间各增设1孔Φ76mm探测孔；正洞下台阶于掌子面距离推测煤层10m垂距处施作1孔Φ76mm验证孔；
步骤三、煤与瓦斯突出危险预测
平导掌子面距煤层5m垂距处，施作3孔Φ76mm穿透煤层全厚的预测孔；
步骤四、瓦斯排放
在有害气体涌出孔附近施做排放孔，排放钻孔直径Φ89mm，当瓦斯压力>0.74MPa时，有突出危险；
步骤五、防突措施效果检验
石门揭煤工作面突出危险性临界值为：最大钻屑量为Smax和钻屑解吸值为K1或△h2，当干煤的Δh2值为200Pa时，其K1为0.5ml/g·min1/2，当湿煤的Δh2值为160Pa时，其K1为0.4ml/g·min1/2；
步骤六、揭煤
平导、正洞均采用震动放炮分段分部揭煤；但不得同时多层揭煤；正洞采用分部揭煤，各部逐一揭煤，当一层煤揭完后方可准备下一层煤揭煤层施工；其中，石门工作面距煤层的垂距不得小于2m，当石门揭穿后，在半岩半煤中掘进；
平导、正洞各部不得同时揭煤，揭煤进尺控制在1.5～2.0m；进入煤系地层段后，必须采用湿式钻机，***作业采用煤矿许用***；均采用震动放炮揭煤；
揭煤段采用台阶法施工，开挖后及时喷锚支护；隧道揭煤段开挖后，仰拱、二次衬砌紧跟，仰拱距掌子面不超过30m，二次衬砌不超过60m；
步骤七、石门揭煤结束
隧道初期支护施作后，采用地质雷达对拱墙两侧进行地质探测，查明是否存在煤矿采空区，穿越煤层法距10m后，确认为石门揭煤结束，转入正常施工。
2.根据权利要求1所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，步骤一中，物探的预测距离不得少于150m，每隔100m预报一次；超前钻孔直径为Φ76mm。
3.根据权利要求1所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，步骤三中，预测孔与超前钻孔、探测孔见煤点的间距不小于5m，揭煤前进行煤与瓦斯突出危险性预报，预测方法有钻屑指标法、复合指标法、R值指标法。
4.根据权利要求1所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，步骤六中，平导、正洞的揭煤的各掘进工作面应始终保持前方安全区不得小于5m；揭煤前设置钢架、超前支护；揭煤段的部分段落设置格栅钢架及拱部Φ25mm超前锚杆加强支护，格栅钢架间距1.5m，超前锚杆3m一环，每环31根，环向间距0.5m，每根长4m，铺挂φ6mm钢筋网，网格间距25×25cm，喷混凝土23×15cm；上台阶长度控制在5～8m；拱部锚杆为φ22mm组合中空锚杆，边墙为普通砂浆锚杆，上、下台阶拱脚处打设φ22mm锁脚锚杆，每根长3m，下台阶开挖时一次性落底。
5.根据权利要求1所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量参数的测试点的分布位置，开拓后区域预测时，同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。
6.根据权利要求5所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，在揭煤前沿煤层至少打3个孔，区域预测判断煤层突出危险性的临界值，当瓦斯压力＜0.74P/MPa，瓦斯含量＜8W/(m3.t)-1，为无突出危险区。
7.根据权利要求6所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，当预测结果为无突出危险区域，在石门揭煤和每掘进10-50米进行区域性验证。
8.根据权利要求6所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，当预测结果为突出危险区域，采取瓦斯抽放的办法进行，对揭穿煤层区域的瓦斯进行抽放采用穿层钻孔预抽石门揭煤区域的瓦斯，穿层钻孔施工距煤层的法向7m开始，控制巷道轮廓线外15m，上部20m，下部10m；穿层钻孔的封孔长度大于5m，顺层钻孔的封孔长度大于8m。
9.根据权利要求8所述的一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法，其特征在于，钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在煤巷掘进工作面打3～5个以上直径42mm，深度为8～12m的钻孔，钻孔钻进2m后，每钻进1m测定一次钻屑量，每隔2m测定一次钻屑解吸指标，当△h2≥200Pa、最大钻屑量Smax≥6Kg/m以及≥5.4L/m，K1值≥0.5mL(g.min1 /2)时，为突出危险工作面；当△h2＜200Pa、最大钻屑量Smax＜6Kg/m以及＜5.4L/m，K1值＜0.5mL(g.min1/2)时，为无突出危险工作面。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201811104721.1A CN109236353B (zh) | 2018-09-21 | 2018-09-21 | 一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201811104721.1A CN109236353B (zh) | 2018-09-21 | 2018-09-21 | 一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN109236353A CN109236353A (zh) | 2019-01-18 |
| CN109236353B true CN109236353B (zh) | 2020-04-03 |
Family
ID=65055990
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201811104721.1A Active CN109236353B (zh) | 2018-09-21 | 2018-09-21 | 一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN109236353B (zh) |
Families Citing this family (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN110306987B (zh) * | 2019-06-24 | 2021-05-25 | 中铁十二局集团有限公司 | 泄水洞揭煤及防突施工方法 |
| CN110344830B (zh) * | 2019-07-17 | 2020-10-30 | 中铁二院重庆勘察设计研究院有限责任公司 | 一种复杂构造条件下连续多次穿煤隧道揭煤防突作业流程 |
| CN111779463A (zh) * | 2020-08-18 | 2020-10-16 | 中国建筑第四工程局有限公司 | 高速公路瓦斯突出隧道超厚煤层揭煤防突施工工法 |
| CN112377243B (zh) * | 2020-11-26 | 2022-12-02 | 中铁十九局集团第二工程有限公司 | 一种煤与瓦斯突出隧道防突施工方法 |
| CN112459829A (zh) * | 2020-12-02 | 2021-03-09 | 青海省交通建设管理有限公司 | 一种穿煤隧道施工期高瓦斯高硫化氢超前处治***和方法 |
Family Cites Families (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102061919B (zh) * | 2009-11-12 | 2013-02-13 | 中国矿业大学 | 一种煤层巷道煤气共采掘进方法 |
| CN102121393B (zh) * | 2010-01-07 | 2013-05-22 | 淮南矿业(集团)有限责任公司 | 立井揭煤过程中连续抽采瓦斯的方法及*** |
| RU2447286C1 (ru) * | 2010-10-18 | 2012-04-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Сибирский государственный индустриальный университет" | Способ выемки угля из очистного забоя с попутной добычей метана |
| CN103306677B (zh) * | 2013-05-26 | 2016-01-27 | 贵州省矿山安全科学研究院 | 一种快速石门揭煤工艺及防突方法 |
| RU2534881C1 (ru) * | 2013-07-02 | 2014-12-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тульский государственный университет" (ТулГУ) | Способ предварительной дегазации угольного пласта |
| CN103498644A (zh) * | 2013-09-29 | 2014-01-08 | 中国矿业大学 | 石门揭煤与瓦斯突出煤层双帷幕注浆防突方法 |
| CN104314610A (zh) * | 2014-10-11 | 2015-01-28 | 中煤科工集团重庆研究院有限公司 | 一种煤巷条带区域消突方法 |
| CN104847363A (zh) * | 2015-05-07 | 2015-08-19 | 中铁四局集团第四工程有限公司 | 大断面隧道穿越近距离瓦斯突出煤层群施工方法 |
| CN105065000A (zh) * | 2015-07-17 | 2015-11-18 | 中铁四局集团第四工程有限公司 | 一种大断面隧道快速揭煤工艺及防突方法 |
| CN105781552A (zh) * | 2016-03-07 | 2016-07-20 | 安徽理工大学 | 一种高瓦斯突出煤层立体冲孔石门揭煤新方法 |
| CN106285609B (zh) * | 2016-08-04 | 2017-11-07 | 重庆大学 | 一种高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法 |
| CN108194094B (zh) * | 2017-12-29 | 2019-10-25 | 中铁十九局集团第二工程有限公司 | 隧道穿越瓦斯地层段的施工工艺 |
-
2018
- 2018-09-21 CN CN201811104721.1A patent/CN109236353B/zh active Active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN109236353A (zh) | 2019-01-18 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN109236353B (zh) | 一种高瓦斯隧道穿越煤层的揭煤防突施工方法 | |
| CN103306677B (zh) | 一种快速石门揭煤工艺及防突方法 | |
| CN106194244B (zh) | 低透气煤层液相co2相变致裂增透网格式瓦斯抽采方法 | |
| CN105909254B (zh) | 突出煤层底板上仰穿层定向孔超前区域掩护煤巷掘进方法 | |
| CN109162731B (zh) | 铁矿区深部开采突水注浆治理方法 | |
| CN106285715B (zh) | 土压平衡盾构机近距离侧穿初支暗挖隧道的施工方法 | |
| CN112377243B (zh) | 一种煤与瓦斯突出隧道防突施工方法 | |
| CN109252868A (zh) | 软硬不均地层盾构施工孤石及基岩凸起处理方法 | |
| CN106979012A (zh) | 立井井筒冻结孔内隐蔽导水通道综合处治方法 | |
| CN110645040A (zh) | 一种基于定向钻机的突出煤层“五定”瓦斯治理方法 | |
| CN102536250A (zh) | 岩溶与瓦斯共生隧道施工方法 | |
| CN110645039A (zh) | 一种厚硬顶板冲击地压与瓦斯复合灾害综合防治方法 | |
| CN116084947A (zh) | 一种顺层“双防”长钻孔交替掩护煤巷快速掘进方法 | |
| Li et al. | Study on major construction disasters and controlling technology at the Qingdao Kiaochow Bay subsea tunnel | |
| CN111022050B (zh) | 一种注浆改造复合顶板的全闭合***卸压及自留巷方法 | |
| CN113622952A (zh) | 一种构造复杂区山青煤水害综合治理方法 | |
| CN116104502B (zh) | 用于加固穿越煤矿采空区山岭隧道的方法 | |
| CN112780276A (zh) | 一种注浆改造复合顶板的全闭合***卸压结构及自留巷方法 | |
| CN109973140A (zh) | 一种高突矿井大采高工作面初采高效瓦斯抽采方法 | |
| CN206989839U (zh) | 盾构限界内基岩突起***预处理*** | |
| CN112211666B (zh) | 一种采煤工作面盲区判别方法 | |
| CN114483163A (zh) | 一种瓦斯抽采方法 | |
| CN114991770A (zh) | 基于多级发散式定向井的孤岛工作面注浆防冲回采方法 | |
| CN115012957A (zh) | 一种复杂条件下大断面特长隧道安全高效掘进施工工艺 | |
| CN112576256A (zh) | 一种盾构全断面穿越中砂、卵石层施工方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |