傾斜突出煤層排放設計方法優選

吳銘芳，周 雅

(中鐵二院貴陽設計研究院有限責任公司，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)煤系地層多數含有瓦斯，有瓦斯爆炸危險;2)瓦斯壓力高的地層，存在煤與瓦斯突出的可能，在地應力和瓦斯的共同作用下，破碎的煤和瓦斯突然噴出，造成災害;3)煤系地層一般為軟弱圍巖，尤其是煤層中的軟分層，穩定性差，支護施工要求高。因此，為降低煤層瓦斯突出的風險，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。

我國現行的《鐵路瓦斯隧道技術規范》［1］未給出穿越多層煤的設計;肖錫莊等［2］介紹的孫家寨煤層隧道施工經驗及金強國［3］介紹的圓梁山隧道進口揭煤防突施工技術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能改造工程新涼風埡隧道為工程背景，研究了隧道穿越具突出性危險的多層距離較近且傾角較小傾斜煤層的排放設計方法，可為今后類似工程提供參考。

1 工程概況

新涼風埡隧道位于云貴高原構造剝蝕—巖溶侵蝕地貌區，穿越地被喻為渝黔交通咽喉，全國聞名的“七十二道灣”所在地涼風埡風景區。隧道全長7 618 m(DK149+846～DK157+464)，為越嶺瓦斯、巖溶長隧道。隧道進口端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。軌面設計高程為903.740～984.131 m，隧道最大埋深約563 m。隧道于線路左側30 m處設平導，進口平導長4 700 m，出口平導長1 873 m，中間預設計泄水洞1 054m。隧址區地層眾多，巖性復雜。隧道在DK155+413～+588段穿越含煤地層龍潭組(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范圍，出口工區為高瓦斯工區，隧道在穿越該段煤系地層時，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DZ－新涼風埡－11鉆孔煤層自燃與煤塵爆炸鑒定報告、隧址區及周邊煤礦瓦斯等級鑒定報告和桐梓煤礦在2004年7月14日和2006年6月30日發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險［5］。因此，在設計中須制訂安全可靠、經濟有效、切實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要求

新涼風埡隧道在穿越煤系地層時，須嚴格按照圖4進行作業［6］，以保證施工安全。

首先在煤系地層段開展綜合超前地質預報，以預測煤層位置、產狀(走向、傾向、傾角)、煤層厚度等，實施范圍為DK155+410～+610(200m)，同時對是否存在采空區及采空區規模、性質等進行預報。物探主要實現對煤層位置、采空區位置及規模的宏觀預報。在綜合超前地質預測預報結合物探工作的基礎上，施作地質超前鉆孔，探明前方地層巖性、是否遇煤層、采空區及位置等，超前鉆孔直徑為108 mm。

當超前地質綜合預報前方有煤層時，平導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入頂(底)板煤層不小于0.5 m，詳細記錄巖芯資料，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(平導探測孔推測、正洞①部超前鉆孔預測)10 m垂距處施作3孔φ89探測孔，探測孔施作要求同平導探測孔，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穿透煤層全厚的預測孔，測定煤層瓦斯壓力、煤的瓦斯放散初速度與堅固性系數和鉆屑瓦斯解吸指標等。

圖4 揭煤防突設計流程圖Fig.4 Flowchart of coal outburst prevention design

經預測有煤與瓦斯突出危險時，施工單位應在揭煤前制訂技術、組織、安全、通風、搶險、救護等措施，采用鉆孔排放措施防治煤與瓦斯突出?！斗乐蚊号c瓦斯突出細則》規定“立井工作面距煤層最小垂距為3 m時，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，在控制斷面內均勻布孔?！北舅砭蜻M至距離煤層5 m垂距處開始施作排放孔，排放孔應布置到開挖輪廓外5 m范圍的煤層內，鉆孔直徑為75 mm，孔底間距為2 m，開孔間距為0.4 m。

排放措施實施后，布置5個檢驗孔。1個效果檢驗孔布置在揭煤斷面中部，并應位于排放孔之間;其他效果檢驗孔位于隧道上部和兩側，終孔應位于措施控制范圍的邊緣上［7］。根據每孔每m的鉆屑量Smax和每2 m鉆屑解吸指標K1綜合判斷，經檢驗若Smax＜6.0kg/m，K1＜0.5 mL/(g·min1/2)時，則認為措施有效;否則，認為措施無效，應采取延長排放時間、增加排放孔數量或采用瓦斯抽放等補救措施。

3 瓦斯排放(排放孔)設計

由于新涼風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，可能發生頂部坍塌，引起突出，因此可采用長臺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。若分層單獨排放，布孔太多，容易引起坍孔，達不到排放效果，3層煤應盡量1次排放完成，以減少排放孔個數，避免坍孔。距離較大的K2，K4和K5煤層則可進行每層煤單獨排放。掌子面上布孔采用矩形行列結構，開孔間距為40 cm，終孔間距為2m，鉆孔采用ZYG－150型鉆機，鉆孔直徑為75mm。針對K7，K8和K9 3煤層，結合煤層產狀及隧道情況進行分析，設計了以下3種排放方式進行優化比選。

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，在縱斷面上實現1次排放比較困難，故將①部分為上、下2部分進行2次排放。另外，通過平面方程修正計算得知，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部下側排放孔，經檢驗排放措施有效后，掌子面可開挖至距離K9煤層1.5 m垂距處，在此處進行①部上側煤層的排放。同時，利用①部底板向底部施作排放孔排放②部，再利用①部側壁沿煤層走向排放③部和④部，直至排放完成。此處僅示意①部排放設計，如圖5和圖6所示。

圖5 排放方式1:①部排放設計圖(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部排放設計圖(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部側壁施作徑向排放孔排放③部和④部，每層煤需進行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行排放設計。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部排放設計，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步進行排放，間距較大的K2，K4和K5 3層煤分別進行單層排放，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種排放方式在進行K7，K8和K9 3層煤排放時分步較多，結合隧道情況，利用出口平導施作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，且設足坡度上坡(10%)，將橫通道設置在隧道拱頂上方，以縮短孔長。橫通道平面布置如圖9所示。利用橫通道側壁和底板同時施作排放孔，將3層煤進行1次排放，此處僅示意①部排放設計，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部底板和側壁進行排放。

此種排放方式能將K7，K8和K9 3煤層①部進行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 通風系統要求

隧道在施工過程中須加強通風，將開挖工作面風流中的瓦斯體積分數稀釋到0.5%以下;平行導坑僅作巷道式通風的體積分數應小于0.75%。施工過程中需加強H2S，SO2等有害氣體的監測，H2S的體積分數不應大于0.000 66%，SO2的體積分數不應大于0.000 5%。出口及出口平導工區風機均采用防爆型，正洞開挖含煤地層段需保證不間斷通風的要求，含煤地層瓦斯集中涌出段附近均設置射流器，防止瓦斯聚集，通風管應采用抗靜電、阻燃的風管。出口瓦斯突出工區風管口到開挖工作面的距離應小于5 m，風管百米漏風率不應大于1%。

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

4 結論與討論

針對新涼風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，得到以下結論。

1)采用排放方式1不宜將3層煤進行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換，便于施作，可操作性強，通風則可利用13號橫通道形成巷道式通風，13號以后的橫通道則應進行臨時封堵密封，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，且超前支護及鋼架等加強支護也不易施作，不能起到及時加強支護的作用，容易引起頂部坍塌，其通風方案同排放方式1。

3)排放方式3可將K7，K8和K9 3層煤進行1次排放，排放①部只需1步即能完成，能縮短排放時間，提高效率，最長排放孔長度為38.4 m。此種排放方式時間最短，但排放橫通道位于隧道拱頂上方，與出口平導高差較大;因此，出口平導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，由此產生的局部荷載不利于隧道結構的穩定，存在安全隱患。另外，為滿足橫通道施工、排放的需風要求，需單獨在平導與橫通道交叉處安裝風機，供橫通道施工及排放時使用。

通過對以上3種排放方式的研究分析，結合施工便利程度、通風及結構穩定性等因素綜合考慮，建議新涼風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，采用排放方式1(即掌子面垂直的排放方式進行排放，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構)。由于現階段新涼風埡隧道設計為初步設計，設計方案還沒有得到實施、驗證，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瓦斯排放設計方法，可為今后類似工程提供參考。

［1］ TB 10120—2002 鐵路瓦斯隧道技術規范［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［J］.中外公路，2008(4):207－211.

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

［4］ 李偉，程遠平，王亮，等.立井揭穿強突煤層的瓦斯排放孔設計及施工技術研究［J］.能源技術與管理，2008(4):57－59.

［5］ 中鐵二院工程集團有限責任公司.新涼風埡隧道工程地質說明［R］.成都:中鐵二院集團有限責任公司，2011.

［6］ 中鐵二院貴陽設計研究院有限責任公司.新涼風埡隧道初步設計［R］.貴陽:中鐵二院集團有限責任公司，2011.

［7］ 王學生.方斗山隧道揭煤施工技術［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［J］.鐵道建筑技術，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))