發耳隧道揭煤防突技術

徐文平，宋聚勇，黃長國，李秋林

(1.中煤科工集團重慶研究院，重慶 400037;2.瓦斯災害監控與應急技術國家重點實驗室，重慶 400037;3.貴州路橋集團有限公司，貴州貴陽 550001)

0 引言

在國內以往的瓦斯隧道工程中，揭煤防突程序一般按照煤炭系統《防治煤與瓦斯突出細則》中石門揭煤的相關規定來設計，揭煤防突措施主要以局部防突措施為主，如六沾鐵路烏蒙山一號隧道和廣鄰高速華鎣山隧道等。在以往的相關研究中:文獻［1］基于現有施工規范介紹了鐵路瓦斯隧道施工工藝流程，并對規范不明確內容進行了分析和探討;文獻［2］總結了華鎣山隧道東口右線揭穿和通過煤層的施工技術;文獻［3］介紹了六沾鐵路烏蒙山一號隧道的超前地質預報、瓦斯突出預測、揭煤防突工藝和關鍵技術;文獻［4］針對高速鐵路大斷面的特點，介紹了滬昆客運專線劉家莊隧道施工關鍵技術;文獻［5］介紹了梅嶺關高瓦斯隧道施工過程中的瓦斯預報、檢測與監控、通風、機械和供電等環節的關鍵技術;文獻［6］介紹了蘭渝鐵路肖家梁隧道快速施工設備配套以及施工機械的防爆改裝技術;文獻［7］介紹了以瓦斯涌出量、煤層瓦斯壓力和瓦斯含量為依據對馬家坡隧道瓦斯等級進行判定的方法。隨著我國煤礦領域防突技術的發展及裝備的進步，國家安全監察局2009年頒布實施的《防治煤與瓦斯突出規定》中2個“四位一體”的措施體系代表目前國內最先進的防突理念。本文通過引入這一措施體系，按照“區域措施先行，局部措施補充”的指導思想，制定發耳隧道揭煤防突措施，摸索出一套適合公路瓦斯突出隧道的揭煤防突施工技術。

1 工程概況

貴州省水盤高速公路發耳隧道為一座上下行分離的4車道高速公路長隧道，左線長2 064 m(ZK22+413～ZK24+477)，右線長 2 099 m(YK22+385～YK24+484)。隧道地處發耳礦區，并貫穿發耳礦區的煤系地層，設計預計穿越17層煤，實際穿越14層煤(全洞穿越煤層)，煤層傾角為0°～16°。發耳隧道圍巖為Ⅳ級和Ⅴ級，屬高瓦斯煤層地段，最大埋深210.47 m。Ⅳ級圍巖地段開挖寬度為12.72 m，高度為10.06 m，開挖面積為104.1 m2;Ⅴ級圍巖地段開挖寬度為13.02 m，高度為10.42 m，開挖面積為110.5 m2。采取雙向掘進、上下臺階法施工，爆破開挖。發耳隧道在施工中隨時面臨瓦斯爆炸和煤與瓦斯突出兩大災害的發生，施工難度非常大。

2 揭煤防突措施

公路隧道與煤礦巷道相比具有斷面大、線路長和通風簡單的特點。發耳隧道為煤與瓦斯突出隧道，在穿過煤與瓦斯突出煤層時首要面臨著瓦斯爆炸、煤與瓦斯突出和圍巖穩定性差等危險因素。施工中需要著重解決好防爆、防突等安全問題。目前，公路瓦斯隧道施工尚無相應的技術規范，故參照煤炭系統《防治煤與瓦斯突出規定》［8］、《煤礦安全規程》［9］及《石門揭穿煤與瓦斯突出煤層程序技術條件》［10］等規定和鐵路行業規范《鐵路瓦斯隧道技術規范》［11］。結合發耳隧道的特點和“區域防突措施先行、局部防突措施補充”的指導思想，制定了發耳隧道“四位一體”的綜合防突措施，如圖1所示。

3 區域綜合防突措施

3.1 區域突出危險性預測

發耳隧道區域預測分為施工前的工區瓦斯等級劃分和施工過程中的區域預測。施工前的工區瓦斯等級劃分主要依據隧道地勘資料和發耳礦區瓦斯地質資料進行;施工過程中的區域預測為施工超前探孔實測預揭煤層原始瓦斯壓力或瓦斯含量。

3.1.1 工區瓦斯等級劃分

根據發耳隧道詳勘地質資料，發耳隧道穿越煤系地層為二疊系上統大隆組。地勘鉆孔埋深170 m，最大瓦斯含量為8.63 m3/t，超過文獻［8］區域預測指標臨界值，表明具有煤與瓦斯突出危險。根據發耳礦區瓦斯賦存地質資料，發耳礦區瓦斯風化帶深度為80 m，發耳隧道進出口段埋深低于80 m區段劃分為不具有突出危險區域。據此，將發耳隧道劃分為瓦斯工區和高瓦斯突出工區，如圖2所示。

圖1 發耳隧道揭煤綜合防突措施Fig.1 Comprehensive coal and gas outburst prevention technology adopted for Fa’er highway tunnel

3.1.2 區域預測

發耳隧道區域突出危險性預測在距離煤層最小法向距離10 m前實施。結合現場的實際情況，進口測量采用瓦斯壓力法，出口測量采用瓦斯含量直接測定法。進口方向底板揭煤時，在開挖工作面上臺階布置4個深度為30～70 m的預測鉆孔，分別位于隧道上、中和左右部位。進口方向區域預測鉆孔布置如圖3所示。出口方向頂板揭煤時，在開挖工作面上臺階布置4個深度為30～70 m的預測鉆孔，分別位于隧道下、中和左右部位。出口方向區域預測鉆孔布置如圖4所示。當所測煤層瓦斯壓力超過0.74 MPa或者煤層瓦斯含量超過8 m3/t，則煤層具有突出危險性，否則煤層不具有突出危險性。

圖2 發耳隧道瓦斯工區劃分(單位:m)Fig.2 Division of gas working lots of Fa’er highway tunnel(m)

經過區域預測，發耳隧道進口左線第4層煤原始瓦斯壓力達0.78 MPa，第5層煤原始瓦斯壓力達0.76 MPa，出口右線第9層煤瓦斯含量為10.434 m3/t，出口左線第9層煤瓦斯含量為11.025 m3/t。區域預測為有突出危險，須實施區域防突措施。

3.2 區域防突措施

發耳隧道區域防突措施采用預抽煤層瓦斯。根據隧道穿越煤層瓦斯情況，進出口各建一個小型地面固定瓦斯抽放泵站。由于發耳隧道具有開挖斷面大、煤層傾角緩和揭煤距離長的特點，進口分2輪抽放瓦斯。第1輪鉆孔控制前方75 m，預留15 m超前距離施工第2輪穿層鉆孔，第2輪鉆孔控制前方95 m，預留15 m超前距離剛好控制完隧道前方上臺階以上煤層，如圖5所示。對于剩下部分下臺階未揭煤層則不用采取措施，這是因為上臺階的超前掘進為下臺階煤層進行了保護層開采，從而節省了抽放工程量和時間。出口也分2輪抽放瓦斯，第1輪穿層鉆孔控制前方130 m，預留15 m超前距離施工第2輪抽放瓦斯，如圖6所示。發耳隧道進出口一共實施了6次區域防突措施，使用ZDY－1250型液壓鉆機施工抽放鉆孔，抽放鉆孔孔徑為75 mm。當鉆孔施工完畢后，立即埋入PVC封孔管，并用棉紗和馬力散封孔，封孔深度一般為8 m，封孔完畢后立即接入總管路抽放。

3.3 區域措施效果檢驗

發耳隧道區域措施效果檢驗指標主要包括抽放過程中瓦斯累計抽采率和殘余瓦斯含量。抽放過程中每天計量抽出瓦斯量，當累計抽采率大于30%時，由隧道揭煤工作面向煤層的適當位置打2～5個鉆孔測定煤層殘余瓦斯含量。為了掌握控制范圍邊緣的抽采效果，要求上部、兩側的3個檢驗測試點必須有1個位于鉆孔控制范圍靠邊緣部位，即位于邊緣線內側0～2 m。在采取區域預抽煤層瓦斯措施后，當測定的煤層殘余瓦斯壓力小于8 m3/t時，區域防突措施有效;若測定的殘余煤層瓦斯壓力大于8 m3/t，則繼續延長抽放時間，之后再檢驗，直到煤層瓦斯壓力降到8 m3/t以下。區域措施效果檢驗應分段實施，隧道進口方向和出口方向區域防突措施效果檢驗鉆孔布置如圖7和圖8所示。

3.4 區域驗證

發耳隧道區域驗證或工作面突出危險性預測采用鉆屑瓦斯解吸指標法。在揭煤工作面距離煤層最小法向距離5 m前向隧道所揭煤層的適當位置打4個鉆孔，并采用WTC型鉆屑瓦斯解吸儀測定煤層的鉆屑瓦斯解吸指標。由于煤層傾角較小，采取漸近式工作面預測，即在最小法向距離5，3，1.5 m處施工預測鉆孔，然后揭開煤層。當從進口方向底板揭煤時，預測鉆孔分別位于隧道上、中和左右部位。進口區域驗證鉆孔布置如圖9所示。出口區域驗證鉆孔布置如圖10所示。揭開煤層后的過煤門距離較長，采用煤巷掘進突出預測方法，即在掌子面左、中、右布置3個10 m深的順層鉆孔，按照鉆屑瓦斯指標測定方法測定K1值和鉆屑量S。當指標低于臨界值時實施遠距離放炮掘進，直至整個隧道過完煤層。

4 局部綜合防突措施

4.1 工作面防突措施

經過大范圍實施區域措施之后，隧道所揭煤層中的瓦斯含量已大大降低，但也存在煤層賦存發生變化地段區域措施不到位的情況，故在區域驗證或工作面突出危險性預測有危險地段采取工作面防突措施。考慮到前方煤體在大量抽放瓦斯后煤層比較松軟，再次施工抽放瓦斯難度較大，因而在工作面防突措施中主要采取排放措施。

施工中采用上、下部分開排放的方法:先排放上臺階瓦斯，為上臺階開挖創造條件;再在上臺階底板進行下臺階瓦斯排放，消除下臺階施工時突出危險性。這樣，有利于上下臺階施工的時間差來充分排放瓦斯。在施工下半部排放孔時，可用多臺鉆機同時施工，進度快，且排放孔施工可以與其他工序平行作業，節省時間。上半部排放范圍為:拱部7 m，左右兩側各5 m，底部3 m(有長錨桿的部位不小于6 m，以減少錨桿鉆孔瓦斯逸出)。下半部排放范圍為:左右兩側各5 m，底部2 m。瓦斯排放半徑為1 m。隧道上半部排放鉆孔布置如圖11所示。在施工下半部排放孔時，在上臺階底部鉆孔，孔距1 m，每排鉆孔連線應與煤層走向平行，排放孔的傾角盡量與煤層的視傾角相等，一般不宜大于70°，以利排渣。隧道施工下半部瓦斯排放孔布置如圖12所示。

4.2 工作面防突措施效果檢驗

在揭煤工作面采取防突措施后，采用鉆屑指標檢驗措施效果。檢驗鉆孔布置參考工作面預測鉆孔布置方式。進口左線在里程ZK23+140和ZK23+185由于局部小型構造導致煤層賦存變化，工作面預測K1值為0.6，后實施了工作面防突措施，經過7 d左右排放后進行效果檢驗，K1值降至0.2左右，工作面防突措施均一次性檢驗有效。

4.3 安全防護措施

在實行了區域和局部2次防突措施之后，煤層突出危險已基本消除。考慮到隧道斷面大、圍巖差的現狀，采取了遠距離放炮、加強支護和監測監控等安全防護措施。遠距離放炮措施是按照《煤礦安全規程》要求裝藥后人員撤至隧道外實施洞外起爆。加強支護包括隧道開挖放炮之前的超前支護和開挖掘進之后的后期支護。超前支護分為隧道洞口長管棚支護、Ⅳ級高瓦斯煤層地段的超前錨桿支護、Ⅴ級高瓦斯煤層地段的超前小導管支護;后期支護運用新奧法原理，采用復合式襯砌，分為初期支護和二次襯砌［12－13］。另外，當所揭突出煤層及四周圍巖特別松軟、破碎時，設計還應考慮采取固化措施來提高隧道揭煤工作面四周煤(巖)體的強度，支護方式如圖13所示。監測監控措施包括在隧道進、出口分別安裝一套獨立的KJ90NB瓦斯監控系統，配置瓦斯傳感器、風速傳感器和開停傳感器，分別監測掘進工作面和回風流瓦斯體積分數、風速及風機開停狀態。當瓦斯體積分數＞1%時報警，并且斷電，停止隧道內的一切用電作業，立即撤出全部作業人員。當瓦斯體積分數＜1%時，恢復送電。

5 實施效果

發耳隧道在采取了有效的區域防突措施后，減少了局部防突措施的次數，從而提高了隧道揭煤的效率和安全性。從2010年9月進場到2012年4月5日隧道雙線安全貫通的18個月的時間里，共順利揭開煤層8層次，進口左右線、出口左右線共4個掌子面累計掘進1 172 m，其中左線掘進638 m，右線掘進534 m，比計劃完成時間提前了半年，實現零瓦斯事故，取得了較好的安全和經濟效益，為國內公路瓦斯突出隧道施工積累了寶貴經驗。

圖13 揭煤過程中加強支護錨索布置圖Fig.13 Layout of anchor-cable support for tunnel in the process of cutting through coal seams

6 結論與討論

1)揭突出煤層前應編制隧道揭煤防突專項設計和施工組織設計，指導揭煤過程。

2)公路瓦斯突出隧道施工前需聘請有資質單位對所揭煤層進行煤與瓦斯突出危險性鑒定或預測，掌握所揭煤層突出危險的實際情況。

3)實施區域瓦斯抽放措施前需對抽放鉆孔終孔間距進行考察，合理控制抽放鉆孔終孔間距對鉆孔施工數量、施工時間及抽放效果具有關鍵影響。

4)施工中洞內設施應嚴格防爆，對于容易積聚瓦斯的二次襯砌臺車及加寬帶應加強通風和瓦斯檢查，防止瓦斯燃燒和爆炸事故的發生。

5)煤炭系統《防治煤與瓦斯突出規定》中規定的控制范圍僅針對斷面較小的煤礦巷道，而對于斷面遠大于煤礦巷道的公路隧道是否適用還需進一步探索和研究。

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