米萬升
(中鐵十七局集團有限公司 山西太原 030006)
新建敘永至畢節鐵路(川滇段)重要節點工程歐家灣隧道位于云貴黔三省交界地段,行政劃分隸屬于云南省昭通市威信縣。該隧道段內上覆土層為第四系殘坡積層粉質黏土、角礫土、碎塊石土;下伏基巖分別為三疊系下統飛仙關組(T1f)、二疊系上統龍潭+長興組(P2l+c)、二疊系下統棲霞+茅口組(P1q+m)、二疊系下統梁山組(P1l)、志留系中統韓家店群(S1-2hn)。隧區內主要含煤建造為砂質泥巖、頁巖、泥巖夾砂巖及煤層(P2l),地層厚度120~180m,其間含煤11~31層,煤層總厚度2~6 m,含可采煤層2~3層(C1煤層),單層厚度為1~2.3 m,位于龍潭組上部,距長興組底部5~37 m。除此外該建造局部含可采煤層1~2層(C2煤層),煤層單層厚度約為0.2~0.5 m,位于龍潭組下部。根據深孔DZ-EJWS深-01#揭露顯示C1煤層厚度為1.3~2.3 m。
歐家灣隧道全長1 895 m,最大埋深326 m,洞身左側250 m、右側260 m范圍內分別為威信縣田溝頭煤礦與威信縣橋上煤礦舊址(均已封井),里程D1K213+570~D1K213+985段穿越煤系地層,屬具有煤與瓦斯突出危險性段落[1]。本次研究主要針對掌子面揭穿C1煤層展開。
經過HSP、超前鉆孔、加深炮孔等超前地質預報手段結合掌子面區域(與煤層法距10 m)與局部(與煤層法距5 m)鉆進預測孔(探煤孔)施作及地質羅盤儀現場測試出露煤層傾角,C1煤層走向為北偏東56.8°,與隧道軸線的交角為 57.2°,傾角為 21°,向大里程方向傾斜(故本次揭煤屬反向揭煤)。煤層平均厚度為2.3 m,且煤層分布不連續,最大達到4.4 m,夾有2~3層軟弱薄矸,具體參數見表1。局部探測掌子面鉆孔采用WTC瓦斯突出參數檢測儀測得濕煤樣瓦斯解吸指標K1值最高0.93 mL/g·min1/2,Δh2值最高為558 ppm,超過《防治煤與瓦斯突出規定》中濕煤樣K1≤0.4臨界值的規定[2],具有煤與瓦斯突出風險,其朗格繆爾關系曲線[3]見圖1。

圖1 C1煤層吸附瓦斯量與瓦斯絕對壓力朗格繆爾關系曲線
過煤段施工存在如下風險[4]:(1)煤與瓦斯突出,掌子面局部探測孔檢測K1值超標,在石門揭煤施工中存在煤與瓦斯突出風險;(2)瓦斯超限事故;(3)瓦斯爆炸及燃燒;(4)煤塵/揚塵爆炸;(5)有毒有害氣體如CO、H2S等威脅施工人員生命安全。
(1)加強超前支護
穿越煤層段煤質軟、巖體破碎,尤其是隨著開挖掌子面煤層到達拱部時,為避免煤/巖塌落掉塊形成空腔發生瓦斯集聚引發安全事故,采取?42 mm超前支護小導管與?32 mm自進式錨桿交錯打設的方法,環向間距由0.4 m變更為0.2 m。因本次揭煤屬反向揭煤,故超前支護穿越煤層前后各延伸5 m,每環52根(26根超前小導管、26根自進式錨桿),縱向間距2.4 m,導管長3.5 m,縱向搭接長度不小于1.0 m。超前支護小導管外插角為10°~15°,自進式錨桿外插角為45°(見圖2)。

圖2 加強超前支護斷面
施作過程中,自進式錨桿注漿漿液充滿鉆孔及周圍裂隙,固結四周破碎煤/巖體。大角度外插角確保穿透巖層,桿尾墊板緊貼巖面,給予錨桿預緊力,將巖層“拉緊”形成“整體較穩定拱”;超前小導管外插角、注漿要達到標準要求,托住自進式錨桿固結完整的巖層體不形成塌腔。
(2)初期支護
初期支護技術改進措施主要在拱架各單元連接處全部采用螺栓連接方式。拱架進洞前在連接處焊接打有螺栓連接孔的角鋼,采用螺栓拼接拱架,避免動火焊接;鎖腳錨桿進洞前將一端加工為彎鉤狀,且在拱架立柱鎖腳錨桿處焊接鋼管套筒,套筒與拱架立柱方向及巖面垂直。打設時鎖腳錨桿鋼筋穿過套筒,彎鉤鉤緊套筒外壁,根據掌子面及兩幫出露的煤層角度調整鎖腳錨桿打設角度,避免鎖腳錨桿與煤/巖層順層。
鋼筋網片掛設時亦采用絞絲搭接,且用鐵絲與縱向連接筋、環向系統錨桿連接緊固,加大密度保證連接質量且避免動火焊接。
(3)仰拱二次襯砌鋼筋綁扎多彎卡件
仰拱二襯鋼筋綁扎過程中定位卡件嚴禁動火焊接。采用自行研制的由?10HRB400鋼筋冷彎制成的多彎卡件固定鋼結構主筋且精準確定鋼筋間距;多彎卡件將里外縱向筋與環向筋固定,彎鉤處采用絞絲連接穩固,確保施工質量。
(4)機械車輛防爆改裝
施工機械車輛防爆改裝原則[5]是通過控制明火、降低排氣溫度及控制機體表面整體溫度達到防爆要求,包括裝載機、挖掘機、出渣運輸車輛、混凝土運輸車輛等,對發動機尾氣進行處理,徹底消除排氣火焰,同時降低排氣溫度。發動機溫度較高部位使用隔熱材料包裹,與外界隔離。改裝包括照明、啟動、發電機、蓄電池、控制器在內的電氣系統,消除電氣系統明火與外界接觸的可能性[6]。增加瓦斯監控預警裝置,當瓦斯濃度超限時預警裝置控制機械車輛自動熄火并發出聲光報警提醒駕駛人員迅速撤離。
歐家灣隧道屬于反向揭煤,因現場鉆孔測試其K1、Δh2值具有煤與瓦斯突出風險,因此根據《防治煤與瓦斯突出規定》中的“四位一體”理念進行石門揭煤防突工作[7]。

表1 C1煤層賦存及瓦斯參數統計
石門揭煤施工過程從掌子面距離煤層法距10 m處開始,進行區域突出危險性預測,鉆孔取煤樣送檢,化驗結果顯示無區域突出危險性;掌子面開挖推進至距離煤層法距5 m處,進行局部突出危險性預測,使用WTC瓦斯突出參數儀現場檢測K1值與Δh2值,結果顯示具有煤與瓦斯突出危險性。因此,進行防突措施施作,在經過瓦斯抽放與排放方案比選后,采用鉆設瓦斯排放孔對瓦斯進行自然排放。經過一定時間的自然排放期,打設檢驗孔檢驗煤樣K1值對防突措施效果進行檢驗,顯示低于突出臨界值。掌子面上下臺階法施工分別推進至距煤層法距1.5m處進行突出危險性最終驗證,依然采用K1值作為判斷指標,驗證無突出危險性后,適當加深炮孔下臺階一次性揭露煤層,至此石門揭煤防突措施實施完成[8]。
3.2.1 安全避險系統
在石門揭煤流程實施全過程中,隧道內參考煤礦井下安全避險系統設置了避險系統,包括監測監控、人員定位、壓風自救、供水施救、通信聯絡,并根據實際情況增設水幕降塵系統。由于掌子面距離洞口300 m左右,且在距離掌子面20 m處及朝向洞口方向具有1處大避車洞、4處小避車洞,可作為臨時緊急避險硐室,故未再設置逃生艙體。
(1)監測監控系統
設置隧道外監測中控平臺及隧道內監控分站,KJ90N監控系統軟件一套,KJ90-F16(C)監控分站3臺,配置雙主機、雙回路電源,24 h不間斷采集隧道內掌子面、二次襯砌臺車處的CH4、H2S、CO氣體濃度及洞口處總回風流的風速及CH4濃度,濃度超標時聲光報警。除此外配以瓦檢人員人工檢測,頻次1次/2 h,重點對隧道內掌子面拱頂、兩側拱腰、兩側拱腳、兩側邊墻、兩側邊墻腳處及巖面斷面凹凸變化處、硐室、二次襯砌臺車端頭、距洞口20 m處總回風流的瓦斯濃度實行24 h不間斷檢測。
(2)人員定位系統
通過在施工人員佩戴的安全帽上增加GPS定位傳感器,該傳感器中包含KJ128A-K1標識卡,儲存安全帽所屬人員的姓名、所屬部門、職務、從事工種信息,在隧道口安設有人員定位電子記錄顯示牌板,實時顯示進出洞人員名單以及時間,做到隧道內作業人員的動態掌握,且該裝置上有指示燈和緊急呼救按鈕,在危險情況下可以采取主動呼救。
(3)壓風自救系統
礦用桿式壓風自救器系統,型號為ZY-J,根據現場最多施工人員數量配置于距離掌子面15 m左右的大避車洞處,位置顯眼,操作簡易。此外在掌子面臺車上掛設有根據掌子面最多施工人數配備的單人便攜式自救器[9]。
(4)通信聯絡系統
歐家灣隧道洞內外通信聯絡采用防爆對講機,具體型號為Hytera(海能達)PD780,數量6臺。該型對講機具有大屏幕顯示屏與數字鍵盤,可插卡通話、編輯發送信息,采用雙時隙技術,信道倍增,有效距離3 000 m,防爆與非防爆頻段可調[10]。
(5)供水自救與水幕降塵系統
水幕降塵系統與供水自救系統采用同一條管路,從洞外直接引入,安設在距離洞口20 m處和隧道內掌子面附近位置,隨著掌子面推進及時接長,管路每隔10 m處設置有出水閥門用于供水自救。水幕降塵管路置于隧道拱部,安設有噴頭的軟管,人工控制,目的是通過水幕隔離隧道內的煤塵、粉塵的逸散,并在掌子面爆破后開啟,對渣堆進行噴淋,減小出渣時機械與巖塊碰撞產生火花的幾率,防止引起煤塵/粉塵爆炸事故[11]。
3.2.2 應用效果分析
上述安全避險系統安設后應用成效明顯,尤其瓦斯監控監測系統[12],不僅多次及時監測到CH4氣體超限并自動啟動瓦斯安閉鎖裝置,切斷洞內電源,聲光報警提示值班人員增大風機檔位,主動發現危險并及時消除,而且對實時檢測的數據形成曲線,便于尋找洞內瓦斯濃度變化規律,從而針對性制定措施。
自動監測系統設定的掌子面風流中瓦斯濃度安全限值為0.5%,從圖3中可以看到所選取的鉆孔孔口瓦斯濃度超限次數較多,且很多數值位于臨界值上下。若依靠人工,如此密集的檢測頻率難度大、成本高且誤差較大,故采用自動監測監控系統能夠準確、實時、高效率、低成本地達到預期監測效果。

圖3 石門揭煤鉆孔瓦斯濃度變化曲線
(1)施工技術改進措施主要在加強超前支護及初期支護拱架、錨桿、連接筋相互之間的連接方式和二次襯砌和仰拱鋼筋綁扎定位卡具方式、洞內施工機械車輛防爆改裝等方面作出改進。注漿自進式錨桿確保掌子面前方松散圍巖能夠“固結住、拉的緊”,加長加密超前小導管確保能夠“托得住”圍巖;初支施作、車輛改裝嚴格杜絕火源產生。
(2)參照井下安全避險系統建立的煤與瓦斯突出隧道安全除險系統在實際應用中運行效果良好,重點是瓦斯自動監測監控系統,應用效果明顯,數據監測及時準確,極大程度保障了石門揭煤施工的安全進行且數據存儲功能有利于后期進行分析總結。