企业技术开发

2012 年 5 月

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①施作预测孔，

进行煤与瓦斯突出危险性预测。考虑

到测定煤层瓦斯压力要达到原始压力值时间较长，并且

单独用瓦斯压力并不能确切判明煤层的突出危险性，本

设计揭煤前不测定瓦斯压力，以节约施工时间。突出预
测采用钻屑指标法为主、钻孔瓦斯涌出初速度法为辅的
方法。隧道采用上、下导坑法开挖，突出预测孔主要控制
上、下导坑断面（预测孔直径Ф50 mm）。

②防治瓦斯突出技术措施。防治突出采用多排钻孔

排放或抽放，结合突出预测情况，如煤层确存在较大突

出危险，可将钻孔封孔、接抽，以达到加速和有效地消除
突出危险性的目的。钻孔控制范围：隧道轮廓外上方7 m，
左右两侧6 m，底部3 m；钻孔孔径108 mm，并进入底板岩
层不小于0.5 m。抽排半径取1.5 m。上导坑施作钻孔时工
作面坑底距煤层顶板垂距应不小于5 m，可由超前钻孔确
定，

下导坑排放钻孔需在上导坑排放完毕并揭煤后进行。

③瓦斯排放。排放孔进行瓦斯排放时，所有洞内掘

进施工应停止，排放15 d。排放瓦斯顺序：上导坑打排放
钻孔（坑底距煤层不小于5 m）→排放瓦斯15 d→揭煤穿
过煤层→下导坑打超前钻孔及预测孔。当判定有突出性
危险：由下导坑底顺煤层施作扇形排放钻孔→排放瓦斯

15 d→下导坑揭煤穿过煤层。

④防突效果检验。瓦斯排放完成之后，上下导坑分

别打检查孔，用以确定瓦斯排放是否结束。检查孔布置
在揭煤端面中部，并应位于措施孔之间，终孔位置应位

于措施孔控制范围的边缘线上。若煤层不具有突出危险
性，则结束排放。否则，视排放效果应继续排放或采用水
力冲孔等其他措施处理。

⑤放炮揭开和穿过煤层。通过排放效果检验，煤层

无突出危险性后，封堵排放钻孔。采用自进式锚杆对开
挖轮廓外岩体进行超前注浆加固，同时，安装格栅钢架，

而后采用震动放炮揭煤。揭煤时，掘进工作面与煤层之
间必须保持一定岩柱，其最小垂直厚度应不小于1.5 m。遇
岩石松软、破碎还应增加岩柱厚度。露煤揭开石门及过
石门坎图，如图2所示。

图2 露煤揭开石门及过石门坎图

煤层

1.5m

拱顶

揭开石门后扩挖顶部

石门长度

过石门坎

3-3.5m 循环进尺(0.7-1.0m)

1.5m

2.3

爆破控制

爆破器材：采用3#矿用硝铵炸药、普通型毫秒延期

电雷管（选用1～5段ms延期电雷管），电力起爆。装药表，
见表1。

煤层地段上半断面爆破电路示意图，如图3所示。

开挖控制及支护

3.1

开挖

进入煤系地层后采用正台阶法施工：上台阶开挖→

拱部初期支护→下台阶开挖→边墙初期支护。

3.2

支护

DK40+050～DK40+430段为一级瓦斯防范段。设计采

用Ⅴ级围岩全封闭复合衬砌，支护参数为：格栅钢架间
距按0.5 m一榀布置，超前小导管预注浆支护，长度4 m，
纵向间距2 m一环布置，环向间距0.4 m。C20气密性喷射混
凝土厚20 cm，系统锚杆采用Φ25中空注浆锚杆，间距1 m，
梅花形布置。

3.3

防止瓦斯逸出措施

设两层防水板：初喷→防水层→格栅钢架→复喷→

高密度PE板→二次衬砌，采用多层设防，防止瓦斯逸出。
二次衬砌采用抗酸性、抗硫酸盐砼，抗渗标号为S10，抗
气剂掺量8%～10%。

3.3.1

通风控制

进口设两台矿用防爆风机，1台使用，1台备用，压入

式通风。洞内设1台矿用防爆风机向外抽风。出口设1台
矿用防爆风机，压入式通风。根据枫树排隧道的具体情
况，从以下方面计算掘进工作面的需风量。

①按掘进工作面最大瓦斯涌出量计算：

Q＝q·K/C

（1）

式中，Q为掘进工作面需风量，m

/min；

q为掘进工作

面瓦斯涌出量，

/min；

K为瓦斯涌出不均匀系数，

取1.3；C

为掘进工作面允许的瓦斯浓度，取1%。根据《瓦斯评价报
告》预测，隧道全断面揭煤时正常瓦斯涌出量为3.05 m

min，

代入式（1）计算得：隧道全断面揭煤Q＝397 m

/min。

②按瓦斯隧道最低风速计算。根据我国煤矿的有关

规定，并参照国外同类隧道规定的标准，对瓦斯隧道最

低风速取0.6 m/s，计算：

Q＝60×S×V

（2）

表1 装药表（上台阶）

炮眼类型
斜眼揭槽
辅助眼
二圈眼
周边眼
底板眼

段位

1
2
3
4
5

眼深（m）

1.8
1.5
1.5
1.5
1.6

装药量kg

1.0×4
0.8×5
0.6×9

0.2×24

0.6×9

23.6

备注

炮眼个数

4
5
9

序号

1
2
3
4
5

合计

图3 煤层地段上半断面爆破电路示意图

注：本图的标注尺寸以厘米计。