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    傾斜突出煤層排放設(shè)計(jì)方法優(yōu)選

    2012-10-10 09:03:52吳銘芳
    隧道建設(shè)(中英文) 2012年1期
    關(guān)鍵詞:平導(dǎo)施作掌子面

    吳銘芳,周 雅

    (中鐵二院貴陽設(shè)計(jì)研究院有限責(zé)任公司,貴陽 550002)

    0 引言

    在煤系地層中修建隧道往往存在3大問題:1)煤系地層多數(shù)含有瓦斯,有瓦斯爆炸危險(xiǎn);2)瓦斯壓力高的地層,存在煤與瓦斯突出的可能,在地應(yīng)力和瓦斯的共同作用下,破碎的煤和瓦斯突然噴出,造成災(zāi)害;3)煤系地層一般為軟弱圍巖,尤其是煤層中的軟分層,穩(wěn)定性差,支護(hù)施工要求高。因此,為降低煤層瓦斯突出的風(fēng)險(xiǎn),瓦斯隧道在施工中須降低瓦斯壓力,瓦斯排放就顯得尤為重要。

    我國現(xiàn)行的《鐵路瓦斯隧道技術(shù)規(guī)范》[1]未給出穿越多層煤的設(shè)計(jì);肖錫莊等[2]介紹的孫家寨煤層隧道施工經(jīng)驗(yàn)及金強(qiáng)國[3]介紹的圓梁山隧道進(jìn)口揭煤防突施工技術(shù)也是隧道穿越單層煤的情況,且煤層傾角較大;李偉等[4]研究的立井揭穿強(qiáng)突煤層瓦斯排放鉆孔方案也是針對單層煤展開的。而對隧道穿越多層距離較近且傾角較小的傾斜煤層來說,在相同垂距下,石門水平長度較長,會(huì)存在1次排放不完,排放孔較長等問題。本文以改建鐵路重慶至貴陽擴(kuò)能改造工程新涼風(fēng)埡隧道為工程背景,研究了隧道穿越具突出性危險(xiǎn)的多層距離較近且傾角較小傾斜煤層的排放設(shè)計(jì)方法,可為今后類似工程提供參考。

    1 工程概況

    新涼風(fēng)埡隧道位于云貴高原構(gòu)造剝蝕—巖溶侵蝕地貌區(qū),穿越地被喻為渝黔交通咽喉,全國聞名的“七十二道灣”所在地涼風(fēng)埡風(fēng)景區(qū)。隧道全長7 618 m(DK149+846~DK157+464),為越嶺瓦斯、巖溶長隧道。隧道進(jìn)口端1 386 m位于R為9 000的右偏曲線上,出口端3 873m位于R為7 000的右偏曲線上,中間段2 359 m為直線段。隧道為人字坡,變坡點(diǎn)里程DK154+800,縱坡分別為 17.8‰上坡、18.0‰上坡、9‰上坡、-3‰下坡。軌面設(shè)計(jì)高程為903.740~984.131 m,隧道最大埋深約563 m。隧道于線路左側(cè)30 m處設(shè)平導(dǎo),進(jìn)口平導(dǎo)長4 700 m,出口平導(dǎo)長1 873 m,中間預(yù)設(shè)計(jì)泄水洞1 054m。隧址區(qū)地層眾多,巖性復(fù)雜。隧道在DK155+413~+588段穿越含煤地層龍?zhí)督M(P2l),含可采煤層5層,分別為 K2,K4,K5,K8和K9,主采 K2,K4 和 K5,厚度 1.5 ~2 m,層位較穩(wěn)定,煤層傾角為28°,與隧道軸線夾角65°。煤層隧道中線縱斷面及路肩平面如圖1和圖2所示。煤系地層處于本隧道出口工區(qū)范圍,出口工區(qū)為高瓦斯工區(qū),隧道在穿越該段煤系地層時(shí),采用CRD法施工,隧道斷面分部如圖3所示。

    煤層最大瓦斯壓力1.5MPa,瓦斯含量21.34mL/g。據(jù)DZ-新涼風(fēng)埡-11鉆孔煤層自燃與煤塵爆炸鑒定報(bào)告、隧址區(qū)及周邊煤礦瓦斯等級鑒定報(bào)告和桐梓煤礦在2004年7月14日和2006年6月30日發(fā)生的煤層瓦斯突出爆炸分析,該段含煤地層段為高瓦斯并具有突出風(fēng)險(xiǎn)[5]。因此,在設(shè)計(jì)中須制訂安全可靠、經(jīng)濟(jì)有效、切實(shí)可行的瓦斯排放方案,以確保隧道安全通過煤層。

    圖3 隧道斷面分部示意圖Fig.3 Cross-section of tunnel

    2 防治煤與瓦斯突出技術(shù)要求

    新涼風(fēng)埡隧道在穿越煤系地層時(shí),須嚴(yán)格按照圖4進(jìn)行作業(yè)[6],以保證施工安全。

    首先在煤系地層段開展綜合超前地質(zhì)預(yù)報(bào),以預(yù)測煤層位置、產(chǎn)狀(走向、傾向、傾角)、煤層厚度等,實(shí)施范圍為DK155+410~+610(200m),同時(shí)對是否存在采空區(qū)及采空區(qū)規(guī)模、性質(zhì)等進(jìn)行預(yù)報(bào)。物探主要實(shí)現(xiàn)對煤層位置、采空區(qū)位置及規(guī)模的宏觀預(yù)報(bào)。在綜合超前地質(zhì)預(yù)測預(yù)報(bào)結(jié)合物探工作的基礎(chǔ)上,施作地質(zhì)超前鉆孔,探明前方地層巖性、是否遇煤層、采空區(qū)及位置等,超前鉆孔直徑為108 mm。

    當(dāng)超前地質(zhì)綜合預(yù)報(bào)前方有煤層時(shí),平導(dǎo)掌子面在距推測煤層10 m垂距處,施作3孔φ89探測孔。探測孔必須穿透煤層全厚且進(jìn)入頂(底)板煤層不小于0.5 m,詳細(xì)記錄巖芯資料,以掌握煤層位置、走向、傾向、傾角、煤層厚度和瓦斯賦存情況。利用平導(dǎo)煤層資料推測正洞煤層位置,并于正洞①部掌子面距推測煤層(平導(dǎo)探測孔推測、正洞①部超前鉆孔預(yù)測)10 m垂距處施作3孔φ89探測孔,探測孔施作要求同平導(dǎo)探測孔,以掌握正洞煤層位置、走向、傾向、傾角、煤層厚度和瓦斯賦存情況等。

    正洞①部掌子面在距煤層5 m垂距處施作3孔φ89穿透煤層全厚的預(yù)測孔,測定煤層瓦斯壓力、煤的瓦斯放散初速度與堅(jiān)固性系數(shù)和鉆屑瓦斯解吸指標(biāo)等。

    圖4 揭煤防突設(shè)計(jì)流程圖Fig.4 Flowchart of coal outburst prevention design

    經(jīng)預(yù)測有煤與瓦斯突出危險(xiǎn)時(shí),施工單位應(yīng)在揭煤前制訂技術(shù)、組織、安全、通風(fēng)、搶險(xiǎn)、救護(hù)等措施,采用鉆孔排放措施防治煤與瓦斯突出?!斗乐蚊号c瓦斯突出細(xì)則》規(guī)定“立井工作面距煤層最小垂距為3 m時(shí),打直徑為75~90mm的排放鉆孔,鉆孔必須穿透煤層全厚,外圈鉆孔超出輪廓線外的距離不得小于2 m,鉆孔間距一般取1.5~2.0 m,在控制斷面內(nèi)均勻布孔?!北舅砭蜻M(jìn)至距離煤層5 m垂距處開始施作排放孔,排放孔應(yīng)布置到開挖輪廓外5 m范圍的煤層內(nèi),鉆孔直徑為75 mm,孔底間距為2 m,開孔間距為0.4 m。

    排放措施實(shí)施后,布置5個(gè)檢驗(yàn)孔。1個(gè)效果檢驗(yàn)孔布置在揭煤斷面中部,并應(yīng)位于排放孔之間;其他效果檢驗(yàn)孔位于隧道上部和兩側(cè),終孔應(yīng)位于措施控制范圍的邊緣上[7]。根據(jù)每孔每m的鉆屑量Smax和每2 m鉆屑解吸指標(biāo)K1綜合判斷,經(jīng)檢驗(yàn)若Smax<6.0kg/m,K1<0.5 mL/(g·min1/2)時(shí),則認(rèn)為措施有效;否則,認(rèn)為措施無效,應(yīng)采取延長排放時(shí)間、增加排放孔數(shù)量或采用瓦斯抽放等補(bǔ)救措施。

    3 瓦斯排放(排放孔)設(shè)計(jì)

    由于新涼風(fēng)埡隧道所穿越煤層傾角較小(僅28°),在相同垂距下,石門水平長度較長,如每次揭開煤層,其水平鉆孔深度長,每次用藥量也大,可能發(fā)生頂部坍塌,引起突出,因此可采用長臺(tái)階分部排放或刷斜面排放。另外,K7,K8和K9 3層煤間距較小,K8和K9間距為3.8 m,K7和 K8間距為2.5 m。若分層單獨(dú)排放,布孔太多,容易引起坍孔,達(dá)不到排放效果,3層煤應(yīng)盡量1次排放完成,以減少排放孔個(gè)數(shù),避免坍孔。距離較大的K2,K4和K5煤層則可進(jìn)行每層煤單獨(dú)排放。掌子面上布孔采用矩形行列結(jié)構(gòu),開孔間距為40 cm,終孔間距為2m,鉆孔采用ZYG-150型鉆機(jī),鉆孔直徑為75mm。針對K7,K8和K9 3煤層,結(jié)合煤層產(chǎn)狀及隧道情況進(jìn)行分析,設(shè)計(jì)了以下3種排放方式進(jìn)行優(yōu)化比選。

    3.1 排放方式1——掌子面垂直開挖排放

    隧道穿越煤系地層地段采用CRD法施工,先開挖①部,首次排放范圍即為①部上、下、左、右各5 m范圍。由于煤層傾角較小,在縱斷面上實(shí)現(xiàn)1次排放比較困難,故將①部分為上、下2部分進(jìn)行2次排放。另外,通過平面方程修正計(jì)算得知,若將K7,K8和K9 3層煤1次排放,其孔長較長(約65 m),鉆桿易折斷,鉆孔速度慢,時(shí)間長,效率低。故先1次排放K8和K9 2層煤,再排放K7煤層,以減短孔長。

    在掌子面距離K9煤層5m垂距處先施作①部下側(cè)排放孔,經(jīng)檢驗(yàn)排放措施有效后,掌子面可開挖至距離K9煤層1.5 m垂距處,在此處進(jìn)行①部上側(cè)煤層的排放。同時(shí),利用①部底板向底部施作排放孔排放②部,再利用①部側(cè)壁沿煤層走向排放③部和④部,直至排放完成。此處僅示意①部排放設(shè)計(jì),如圖5和圖6所示。

    圖5 排放方式1:①部排放設(shè)計(jì)圖(下部)Fig.5 Gas discharging through part 1(lower)of option 1 of gas discharging design

    圖6 排放方式1:①部排放設(shè)計(jì)圖(上部)Fig.6 Gas discharging through part 1(upper)of option 1 of gas discharging design

    排放方式1排放K7,K8和K9 3層煤共需要5步進(jìn)行排放,最長排放孔為39.2 m。間距較大的K2,K4和K5 3層煤分別進(jìn)行單層排放,各層煤縱斷面均需分上、下2部完成,再利用①部底板施作排放孔排放隧底范圍,利用①部側(cè)壁施作徑向排放孔排放③部和④部,每層煤需進(jìn)行4步排放。

    3.2 排放方式2——刷斜面排放

    由于煤層傾角較小,1次排放孔長較長,不利于排放孔的施作,為縮短排放孔長度,考慮將掌子面開挖為與煤層面平行再進(jìn)行排放設(shè)計(jì)。K7,K8和K9 3層煤1次排放,平面上分為左、右2部分別排放,縱斷面上分為下、中、上3部分別排放。此處僅示意①部排放設(shè)計(jì),如圖7和圖8所示。②—④部排放同排放方式1,即利用①部底板向底部施作排放孔排放②部,利用①部側(cè)壁沿煤層走向排放③部和④部。

    此種排放方式能將K7,K8和K9 3層煤進(jìn)行1次排放,最長排放孔長度為46.2m,較排放方式1中3層煤1次排放最長孔65 m縮短了18.8 m,有效地縮短了排放孔長度。K7,K8和K9 3層煤共需要8步進(jìn)行排放,間距較大的K2,K4和K5 3層煤分別進(jìn)行單層排放,與排放方式1相同,每層煤需4步排放。

    3.3 排放方式3——利用輔助橫通道排放

    考慮到前2種排放方式在進(jìn)行K7,K8和K9 3層煤排放時(shí)分步較多,結(jié)合隧道情況,利用出口平導(dǎo)施作1條與煤層走向一致的橫通道,保證橫通道距離K9煤層有5m的安全距離,且設(shè)足坡度上坡(10%),將橫通道設(shè)置在隧道拱頂上方,以縮短孔長。橫通道平面布置如圖9所示。利用橫通道側(cè)壁和底板同時(shí)施作排放孔,將3層煤進(jìn)行1次排放,此處僅示意①部排放設(shè)計(jì),如圖10所示。②—④部排放同排放方式1和排放方式2,即利用①部底板和側(cè)壁進(jìn)行排放。

    此種排放方式能將K7,K8和K9 3煤層①部進(jìn)行1次排放,且只需1步排放,最長排放孔長度為38.4 m。K2,K4和K5 3層煤的排放同排放方式1和排放方式2,每層煤需4步排放。

    3.4 通風(fēng)系統(tǒng)要求

    隧道在施工過程中須加強(qiáng)通風(fēng),將開挖工作面風(fēng)流中的瓦斯體積分?jǐn)?shù)稀釋到0.5%以下;平行導(dǎo)坑僅作巷道式通風(fēng)的體積分?jǐn)?shù)應(yīng)小于0.75%。施工過程中需加強(qiáng)H2S,SO2等有害氣體的監(jiān)測,H2S的體積分?jǐn)?shù)不應(yīng)大于0.000 66%,SO2的體積分?jǐn)?shù)不應(yīng)大于0.000 5%。出口及出口平導(dǎo)工區(qū)風(fēng)機(jī)均采用防爆型,正洞開挖含煤地層段需保證不間斷通風(fēng)的要求,含煤地層瓦斯集中涌出段附近均設(shè)置射流器,防止瓦斯聚集,通風(fēng)管應(yīng)采用抗靜電、阻燃的風(fēng)管。出口瓦斯突出工區(qū)風(fēng)管口到開挖工作面的距離應(yīng)小于5 m,風(fēng)管百米漏風(fēng)率不應(yīng)大于1%。

    方案1和方案2通風(fēng)方式相同,均為巷道式通風(fēng),采用防爆型HP3LN18#軸流風(fēng)機(jī)將新鮮風(fēng)輸入掌子面,污濁風(fēng)則通過平導(dǎo)排出洞外[8]。方案3在排放K7,K8和K9 3層煤時(shí),需在橫通道中安裝防爆型HP3LN18#軸流風(fēng)機(jī),向工作橫通道輸送新鮮風(fēng),污濁風(fēng)通過排放橫通道經(jīng)平導(dǎo)排出洞外。通風(fēng)方案如圖11和圖12所示。

    4 結(jié)論與討論

    針對新涼風(fēng)埡隧道煤系地層中間距較近的K7,K8和K9 3層煤,本文通過對3種排放方式的分析研究,得到以下結(jié)論。

    1)采用排放方式1不宜將3層煤進(jìn)行1次排放,需先排放K8和K9,再排放K7。此種排放方式排放①部需分5步完成,最長排放孔長度為39.2m。另外,在施工過程中無需太多的工序轉(zhuǎn)換,便于施作,可操作性強(qiáng),通風(fēng)則可利用13號(hào)橫通道形成巷道式通風(fēng),13號(hào)以后的橫通道則應(yīng)進(jìn)行臨時(shí)封堵密封,以防瓦斯逆流。

    2)排放方式2可將K7,K8和K9 3層煤進(jìn)行1次排放,排放①部需分8步完成,最長排放孔長度為46.2 m。掌子面需沿著煤層傾向及走向傾斜開挖,但在斜面上不便于排放孔的施作,且超前支護(hù)及鋼架等加強(qiáng)支護(hù)也不易施作,不能起到及時(shí)加強(qiáng)支護(hù)的作用,容易引起頂部坍塌,其通風(fēng)方案同排放方式1。

    3)排放方式3可將K7,K8和K9 3層煤進(jìn)行1次排放,排放①部只需1步即能完成,能縮短排放時(shí)間,提高效率,最長排放孔長度為38.4 m。此種排放方式時(shí)間最短,但排放橫通道位于隧道拱頂上方,與出口平導(dǎo)高差較大;因此,出口平導(dǎo)需提前增大坡度上坡,且在排放完成后還需回填橫通道及上坡段平導(dǎo),由此產(chǎn)生的局部荷載不利于隧道結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定,存在安全隱患。另外,為滿足橫通道施工、排放的需風(fēng)要求,需單獨(dú)在平導(dǎo)與橫通道交叉處安裝風(fēng)機(jī),供橫通道施工及排放時(shí)使用。

    通過對以上3種排放方式的研究分析,結(jié)合施工便利程度、通風(fēng)及結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性等因素綜合考慮,建議新涼風(fēng)埡隧道在穿越煤系地層地段距離較近的K7,K8和K9 3層煤時(shí),采用排放方式1(即掌子面垂直的排放方式進(jìn)行排放,先排放K8和K9煤層,再排放K7煤層,掌子面上布孔采用矩形行列結(jié)構(gòu))。由于現(xiàn)階段新涼風(fēng)埡隧道設(shè)計(jì)為初步設(shè)計(jì),設(shè)計(jì)方案還沒有得到實(shí)施、驗(yàn)證,本文僅做了方案比選,給出了適合于穿越多層距離較近的傾斜突出煤層的較優(yōu)瓦斯排放設(shè)計(jì)方法,可為今后類似工程提供參考。

    [1] TB 10120—2002 鐵路瓦斯隧道技術(shù)規(guī)范[S].北京:中國鐵道出版社,2002.(TB 10120—2002 Technical code for railway tunnel with gas[S].Beijing:China Railway Publishing House,2002.(in Chinese))

    [2] 肖錫莊,羅遷.孫家寨煤層瓦斯隧道施工技術(shù)[J].中外公路,2008(4):207-211.

    [3] 金強(qiáng)國.圓梁山隧道進(jìn)口揭煤防突施工技術(shù)研究[J].隧道建設(shè),2004,24(5):63 -67.

    [4] 李偉,程遠(yuǎn)平,王亮,等.立井揭穿強(qiáng)突煤層的瓦斯排放孔設(shè)計(jì)及施工技術(shù)研究[J].能源技術(shù)與管理,2008(4):57-59.

    [5] 中鐵二院工程集團(tuán)有限責(zé)任公司.新涼風(fēng)埡隧道工程地質(zhì)說明[R].成都:中鐵二院集團(tuán)有限責(zé)任公司,2011.

    [6] 中鐵二院貴陽設(shè)計(jì)研究院有限責(zé)任公司.新涼風(fēng)埡隧道初步設(shè)計(jì)[R].貴陽:中鐵二院集團(tuán)有限責(zé)任公司,2011.

    [7] 王學(xué)生.方斗山隧道揭煤施工技術(shù)[J].西部探礦工程,2009(3):153-155.

    [8] 劉漢銀.瓦斯突出隧道揭煤施工技術(shù)[J].鐵道建筑技術(shù),2010(12):42 -46.(LIU Hanyin.Construction technology for cutting through coal seam in gas outburst tunnel[J].Railway Construction Technology,2010(12):42 -46.(in Chinese))

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